1. Способ переработки цинковых осадков, включающий солянокислотное выщелачивание, отличающийся тем, что осадок солянокислотного выщелачивания дополнительно выщелачивают царской водкой с получением золотосодержащего раствора и осадка хлорида серебра и свинца, затем из царсководочного раствора известным способом осаждают золото, а из осадка хлоридов серебра и свинца раствором ацетата аммония выщелачивают свинец и затем после отделения раствора ацетата свинца восстанавливают известным способом хлорид серебра, причем полученные осадки золота и серебра перерабатывают в отдельных циклах.
2. Способ по п. 1, отличающийся тем, что выщелачивание свинца осуществляют раствором ацетата аммония при соотношении СН3 COOH : NH4OH : H2O = 1 : 0,76 : 3.
Источник: rusneb.ru
Извлечение золотя и серебра в цинковом производстве
Основной метод извлечения благородных металлов — плавка применяется и к полупродуктам цинкового производства.
Золото — ЮВЕЛИРНЫЕ ОТХОДЫ : Gold — JEWELRY WASTE
Переработка цинковых концентратов производится в основном по двум схемам. Первая схема включает окислительный обжиг концентрата в печах кипящего слоя (для перевода цинка в окисленное состояние) и затем — восстановительно-дистилляционный обжиг получаемого огарка при температуре 1100 °С.
В процессе восстановительно-дистилляционного обжига цинк испаряется и затем конденсируется в специальных холодильниках в виде жидкого металла. Вторая схема (гидрометаллургическая) включает выщелачивание цинка из обожженных концентратов 10 %-ной серной кислотой с последующим электролитическим выделением металла из растворов. Благородные металлы (золото, серебро), присутствующие в исходных цинковых концентратах, в зависимости от принятого метода извлечения цинка, концентрируются либо в твердом остатке дистилляционного обжига (раймовке), либо в кеках сернокислотного выщелачивания. Оба продукта содержат также значительное количество цинка, свинца, меди и железа, а раймовка, кроме того, содержит до 20 % углерода, используемого при дистилляционном обжиге в качестве восстановителя.
Для доизвлечения из этих продуктов цинка и основного количества свинца производят дополнительный возгоночный обжиг материала (1200 °С) во вращающихся трубчатых печах с добавлением в шихту в качестве флюсов известняка и коксика (вельц — процесс). Обогащенные цинком возгоны улавливают в электрических и мешочных фильтрах. Выгружаемый из печей твердый остаток — клинкер плавят в шахтных печах на черновой свинец и медно-свинцовый штейн, коллектирующие в себе золото и серебро. Последующая переработка указанных продуктов осуществляется обычными методами.
В течение последних 10 лет осуществлена разработка ряда новых технологических вариантов извлечения серебра из кеков сернокислотного выщелачивания цинковых огарков.
При наличии в цинковых кеках, наряду с сульфидами, окисленных форм серебра представляется целесообразным применение комбинированных схем. сочетающих флотацию с предварительной гидрометаллургической переработкой кеков с применением соответствующих растворителей серебра.
Как Швеция превращает свои отходы в золото
В работе представлены результаты исследований по гидрометаллургическому извлечению меди, цинка, а также серебра из клинкера цинковых заводов. Схема включает 2 последовательных технологических передела: 1. Химическое (сернокислотное) выщелачивание легкорастворимых форм указанных выше металлов; 2. Бактериально-химическое выщелачивание упорных соединений Cu, Zn, Ag. Лучшие результаты RB достигнуты в агитационном режиме при добавлении 10 % биомассы. Общее извлечение металлов в гидрометаллургическом цикле составило: Ag 50-60 %, Cu 95 %, Zn 81 %.
Заслуживает внимания процесс гидрометаллургического извлечения серебра из цинково-пиритных концентратов, получаемых при переработке полиметаллических Pb-Zn руд месторождении Болгарии. Серебро в этих рудах является попутным ценным компонентом и представлено как собственными минералами, так и сложными Ag-Bi-Sb — соединениями, связанными в основном с галенитом. Установлено, что наиболее подходящим методом извлечения серебра из коллективного цинково-пиритного концентрата является тиокарбамидное выщелачивание в кислой среде (Fe2(SO4)3 + H2SO4). В оптимальных условиях выщелачивания из 1 т концентрата извлечено 60 г серебря. Дальнейшая переработка остатков TKB может был, осуществлена по обычным технологиям, принятым в свинцово-цинковой промышленности.
- Извлечение золота и серебра в медном производстве
- Извлечение золота и серебра в свинцовом производстве
- Обжиг марганцовистых серебросодержащих руд
- Низкотемпературный обжиг (прокалка) феррозолотых руд
- Низкотемпературный обжиг серебряных руд
- Радиационно-термическая обработка серебра и золота
- Парооксидирование золота и серебра
- Термическое вакуумирование мышьяковистых концентратов
- Окислительно-сульфидизирующий обжиг золота и серебра
- Арсенатизирующий обжиг золота и серебра
Источник: industrial-wood.ru
Гидрометаллургическая переработка цинковых кеков
В цинковых кеках, помимо указанных выше металлов, находятся также редкие и рассеянные элементы (индий и др.) По физическому состоянию — это тонко-дисперсный материал, состоящий в основном из частиц размером около 10 мкм, удерживающий после фильтрации значительное количество влаги. Примерный состав цинковых кеков следующий, %: 18,3-21,3 Znобщ; 5,5-8,6 ZnS01; 5,0-6,8 ZnH20; 0,12-0,24 Cd; 3,7-6,2 Pb; 1,0- 1,2 Сu; 14,2-23,8 Fe; 6,9-9,5 So6щ; 2,6-2,9 Ss.
Из приведенных данных следует, что кеки являются большим дополнительным источником получения цинка и других металлов. Поэтому подавляющее большинство зарубежных и все отечественные заводы перерабатывают их тем или иным способом и только отдельные предприятия складывают кеки в отвалы.
Все известные в мировой практике методы переработки кеков можно разделить на три группы. В первую группу входят вельц — процесс, ветериль — процесс, восстановительный обжиг в кипящем слое, плавка в газогенераторных, шахтных, отражательных, циклонных и электрических печах, а также переработка кеков в шихте отражательной и шахтной плавок.
Ко второй группе относятся обжиг кеков в смеси с цинковыми или пиритными концентратами, обработка их сернистым газом и сульфатизация серной кислотой. Третья группа включает методы непосредственного растворения кеков в серной кислоте при повышенных кислотности и температуре.
Все отечественные цинковые заводы, кроме Лениногорского, а также предприятия Польской Народной Республики, Японии и некоторых других стран, применяют для переработки кеков метод вельцевания в трубчатых вращающихся печах. При этом получают два продукта — возгоны и клинкер. Процесс вельцевания, несмотря на значительные его усовершенствования в последние годы, имеет ряд недостатков. Основные из них заключаются в большом расходе углеродистого восстановителя, неэффективной и трудной переработке клинкера в шахтных печах и снижении сквозного извлечения цинка, кадмия, свинца, индия при гидрометаллургической переработке вельц — окислов.
Учитывая недостатки вельц — процесса, как и других пирометаллургических методов, в Советском Союзе и за рубежом интенсивно разрабатывают более эффективную гидрометаллургическую технологию переработки цинковых кеков. В последние годы наибольшее развитие получили гидрометаллургические методы переработки цинковых кеков, основанные на реакциях разложения феррита серной кислотой при атмосферном или повышенном давлении. В настоящее время известны три метода выщелачивания цинковых кеков серной кислотой: под давлением в автоклавах, гетит — и ярозит — процессы.
Гетит-процесс основан на разложении феррита цинка серной кислотой при атмосферном давлении и осаждении железа из раствора в виде легкофильтруемого соединения FeOOН. Этот способ также применяют только на одном заводе «Бален» в Бельгии. Цинковые кеки выщелачивают отработанным электролитом в течение 6-8 ч при 95° С до остаточного содержания серной кислоты 50 г/л.
В результате получают свинцово-серебряный кек и цинковый раствор, в котором железо восстанавливают сульфидным цинковым концентратом. Осадок, содержащий непрореагировавший сульфид цинка, направляют на обжиг, а раствор нейтрализуют цинковым огарком до кислотности 3 г/л. После отделения от раствора твердый остаток подвергают высокотемпературному выщелачиванию в голове процесса, а из раствора с помощью кислорода и огарка при рН-1,5÷2,5 и температуре 90-95° С проводят окисление и осаждение железа в виде гетитного осадка (50% Fe и 3-4% Zn), который направляют в отвал. Цинковый раствор поступает в стадию нейтрального выщелачивания основного производства.
Наибольшее распространение на зарубежных заводах получил ярозит-процесс. Мощность предприятий, использующих этот способ, составляет в настоящее время около 40% всей мощности цинкэлектролитных заводов капиталистических и развивающихся стран. В основе ярозит — процесса лежит осаждение железа из раствора в виде нерастворимых двойных сульфатов трехвалентного железа и щелочных металлов (натрия, калия) или аммония. Общая формула этих соединений
В общем виде технологические операции ярозит — процесса можно представить следующим образом. Исходный материал — цинковый кек или обожженный концентрат — выщелачивают при высоких температуре (90-95° С) и кислотности (начальная 180-200 г/л, конечная 40—60 г/л) в течение 4-5 ч. При этом ферриты цинка, кадмия, меди, а также соединения мышьяка и сурьмы разрушаются и в раствор наряду с ними переходит большое количество железа. Образующийся сульфат окиси железа способствует в свою очередь окислению сульфида цинка и переходу его в раствор. Основные реакции этой операции видны на следующих примерах:
После окончания выщелачивания твердый остаток — в основном свинцовый кек и породообразующие минералы — отделяют от раствора.
Следующая операция состоит в осаждении железа из раствора в виде нерастворимого ярозитного осадка. Для этого необходимо перевести железо в трехвалентную форму, добавить в раствор соединения калия, натрия или аммония, а кислотность снизить до рН =1,5 и поддерживать ее до полного осаждения железа. Если не проводить предварительной нейтрализации раствора огарком и отделения от него образующегося при этом кека, то в ярозитный осадок, который должен быть отвальным продуктом, попадет некоторое количество нерастворившейсяокиси цинка из огарка, что снизит извлечение металла. Поэтому на практике сначала нейтрализуют раствор до рН, при котором еще не начинается осаждение ярозита, остаток от нейтрализации направляют в оборот, а затем уже из раствора осаждают ярозит путем добавки солей щелочных металлов или аммония и некоторого количества огарка для нейтрализации выделяющейся при этом гидролизной кислоты.
Так как при осаждении железа в кек вместе с ярозитным осадком попадает и часть непрореагировавшего огарка, этот кек после отделения его от раствора в сгустителях подвергают последующему довыщелачиванию или кислотной промывке для доизвлечения из него ценных компонентов. Наиболее совершенная технологическая схема переработки цинковых кеков ярозит — процессом применяется на заводе «Эйтрхейм» (Норвегия).
На этом предприятии высокотемпературное выщелачивание цинковых кеков проводят при 90°С в четырех баках емкостью 45 м 3 каждый, оборудованных подогревателями, до конечной кислотности раствора 40-50 г/л. Затем пульпа поступает в сгуститель. После сгущения свинцово-серебряный кек фильтруют и промывают на барабанных фильтрах. Верхний слив сгустителя предварительно нейтрализуют до кислотности 10 г/л с целью более полного извлечения свинца и серебра. После отделения от раствора твердого осадка последний возвращают в голову процесса, а раствор направляют на осаждение ярозита.
Технологическая схема ярозит — процесса, применяемая в Советском Союзе, включает следующие производственные операции.
1. Высокотемпературное выщелачивание цинковых кеков.
2. Сгущение пульпы, фильтрацию и сушку свинцовых кеков.
3. Предварительную нейтрализацию раствора цинковым огарком.
4. Осаждение железа в присутствии ионов калия.
5. Сгущение и отстаивание пульпы.
6. Противоточную промывку кека.
Высокотемпературное выщелачивание осуществляют следующим образом. В агитаторы с механическим перемешиванием закачивают отработанный электролит и подкисляют серной кислотой до 170-200 г/л. Затем в раствор добавляют расчетное количество пульпы цинкового кека. Полученную смесь нагревают острым паром в течение 1,5 ч до 93-95° С и перемешивают 3-3,5 ч. При этом феррит и сульфид цинка разлагаются, а их составляющие переходят в раствор.
По данным предварительно проведенных исследований [15] установлено, что при 90° С за 5-6 ч выщелачивания феррит цинка растворяется на 90-94%, феррит кадмия — на 97-98%, феррит меди — на 95-97%, сульфид цинка — на 70-80%. При этом отмечено, что растворение сульфида цинка происходит за счет взаимодействия с сульфатом окиси железа. Скорость этой реакции зависит от продолжительности выщелачивания почти линейно, а степень перехода цинка из сульфида в раствор при повышении температуры от 90 до 100° С возрастает с 70 до 90%.
Так как при взаимодействии сульфата окиси железа с сульфидом цинка трехвалентное железо одновременно восстанавливается до двухвалентного, которое осложняет дальнейшую переработку раствора, необходимо стремиться к получению при обжиге огарка минимального содержания сульфидной серы (не более 0,2-0,3%). При увеличении содержания сульфидной серы в цинковом огарке с 0,3 до 0,6% и соответственно в цинковых кеках от 1 до 1,8-2,5% концентрация двухвалентного железа в растворе после высокотемпературного выщелачивания кеков повышается от 1-3 до 6-8 г/л.
В конце операции выщелачивания, когда кислотность раствора снизится до 55-70 г/л, пульну выпускают в сгуститель. Для улучшения отстаивания к пульпе при выпуске добавляют водный раствор полиакриламида.
В результате высокотемпературного выщелачивания в раствор извлекается, %: 94 Zn; 93 Cd; 93 Сuи; 79 Fe; 65 Ni; 60 Со; 90 As; 16 Sb. Этот раствор содержит до 25 г/л железа, в основном трехвалентного, значительное количество мышьяка, сурьмы и, естественно, не может быть направлен в основной цикл производства.
Нижний слив сгустителя, представляющий собой свинцовый кек, подают на фильтрацию в дисковом вакуум-фильтре. Отфильтрованный остаток репульпируют водой, затем снова фильтруют и промывают несколько раз. Промытый кек подсушивают в барабанной сушилке и направляют на свинцовый завод. Все фильтраты поступают в головной сгуститель.
Разработка и освоение гидрометаллургической переработки цинковых кеков позволяют включить ее непосредственно в технологическую схему выщелачивания Цинкового огарка. В зависимости от характера обожженного продукта операции высокотемпературного выщелачивания цинковых кеков и осаждения ярозита можно сочетать с различными стадиями основного процесса. На рис. 52 представлена одностадийная схема выщелачивания огарка, где первой операцией является нейтральная стадия с последующим высокотемпературным растворением цинковых кеков в серной кислоте и осаждением железа в виде ярозитового осадка.
В противоположность этой схеме на рис. 53 показана другая технология, по которой вначале высокотемпературному кислому выщелачиванию подвергают весь цинковый огарок, а затем следует осаждение ярозита и нейтрализация пульпы с целью получения цинкового раствора, пригодного для дальнейшей очистки его цинковой пылью. Обе приведенные схемы являются наиболее простыми вариантами использования технологии гидрометаллургической переработки цинковых кеков. Нетрудно заметить, что в обеих схемах извлечение металлов в раствор не будет максимальным хотя бы из-за того, что ярозитный осадок, в который при осаждении извлекается еще значительное количество цинка, никакой дополнительной обработке не подвергают.
Рис. 52. Схема одностадийного нейтрального выщелачивания огарка с последующей гидрометаллургической переработкой цинковых кеков
Рис. 53. Схема одностадийного кислого высокотемпературного выщелачивания огарка с последующим осаждением ярозита и нейтрализацией пульпы
Поэтому для повышения извлечения металлов в раствор приходится усложнять схемы включением в них дополнительных операций. Так, например, в обе схемы для повышения извлечения цинка можно включить операцию предварительной нейтрализации раствора от высокотемпературного выщелачивания кека огарком и возвратить твердый продукт этой операции в первом случае (рис. 54) в реактор, где производится разложение цинкового кека серной кислотой, во втором случае — в голову процесса на кислое высокотемпературное выщелачивание огарка.
Дальнейшее повышение извлечения металлов может быть достигнуто кислотной промывкой ярозитного осадка (или довыщелачиванием) перед его направлением на фильтрацию и сушку. Применительно к одному из зарубежных заводов мощностью 90 тыс. т цинка в год было произведено сопоставление шести различных вариантов технологии выщелачивания цинкового огарка, содержащего 57% Zn и 10-11 % Fe. Результаты этого сопоставления приведены в табл. 12.
В результате сопоставления указанных шести вариантов оптимальной признана одностадийная схема выщелачивания цинкового огарка с предварительной нейтрализацией раствора после высокотемпературного выщелачивания цинковых кеков и кислотной промывкой ярозитного осадка
Сопоставление показателей извлечения металлов в различных схемах выщелачивания цинкового огарка (57%Zn, 10-11% Fe)
Показатели | Д-1 | А-2 | А-3 | В-1 | В-2 | В-3 |
Извлечение в товарную продукцию, %: | ||||||
цинк. | 96,4 | 97,0 | 98,0 | 95,0 | 96,0 | 97,0 |
кадмий. | 95,0 | 95,0 | 97,0 | 90,0 | 90,0 | 95,0 |
медь. | 80,0 | 80,0 | 90,0 | 75,0 | 75,0 | 90,0 |
свинец. | 74,0 | 82,0 | 82,0 | 66,0 | 78,0 | 78,0 |
серебро. | 74,0 | 82,0 | 82,0 | 66,0 | 78,0 | 78,0 |
Примечание. А-1 — схема, показанная на рис. 52; А-2 — та же схема с включением операции предварительной нейтрализации пульпы перед осаждением ярозита; А-3 — то же, что и схема А-2, с дополнительной кислотной промывкой ярозитового остатка (рис. 54); В-1 — схема, рис. 53; В-2 — то же, что и схема В-1, но с предварительной нейтрализацией пульпы перед осаждением ярозита; В-3 — то же, что и схема В-2, но с дополнительной кислой промывкой ярозитового осадка.
Понравилась статья? Добавь ее в закладку (CTRL+D) и не забудь поделиться с друзьями:
Источник: studopedia.ru