Гидрометаллургический способ получения меди

Гидрометаллургия меди

Гидрометаллургические способы получения меди обычно используются для извлечения меди из окисленных руд или предварительно обожжённых сульфидных руд. В Казахстане гидрометаллургическая переработка медьсодержащего сырья не применяется. В СНГ лишь небольшое количество меди извлекается выщелачиванием забалансовых руд и вскрышных пород в отвалах.

Ограниченное применение гидрометаллургических способов в медной промышленности связано с наличием малых запасов окисленных медных руд и сложностью попутного извлечения из них золота и серебра. Поэтому гидрометаллургическая переработка обычно используется для переработки бедных медных руд с таким содержанием благородных металлов, которое делает нерентабельным их извлечение. При этом выбираются такие руды, пустая порода которых не вступает в химическое взаимодействие с растворителем. Кроме того, медь должна находиться в руде в форме легко растворимых соединений или в виде соединений, которые можно перевести в растворимые соединения без больших затрат.

Любой гидрометаллургический способ переработки медных руд состоит из двух основных стадий: выщелачивание руды (обработка рудного сырья растворителем) и осаждение меди из раствора.

При гидрометаллургической переработке медных руд растворитель должен отвечать ряду требований. Основными из этих требований являются: дешевизна и доступность растворителя, эффективное химическое взаимодействие с полезными компонентами руды, слабое химическое взаимодействие с пустой породой, возможность его регенерации. Применительно к медьсодержащему сырью этим требованиям наиболее полно отвечают вода, растворы серной кислоты и сернокислого железа Fe(SO4)3.

Вода является наиболее дешёвым и доступным растворителем. Она пригодна для обработки сырья и промежуточных продуктов, в которых медь находится в форме сульфатов или хлоридов. В условиях естественного (природного) выщелачивания сульфидных минералов при совместном воздействии воды и кислорода воздуха происходит окисление сульфидов с образованием серной кислоты и сульфата железа (III). Эти компоненты в конечном итоге и растворяют сульфиды.

Раствор серной кислоты является наиболее распространённым растворителем в гидрометаллургии меди. Он обладает достаточно высокой растворяющей способностью, является относительно дешёвым реагентом и легко регенерируется. Однако если в руде содержится значительное количество основных минералов (известняк, доломит, кальцит и др.), то использование раствора серной кислоты становится невыгодным. Это связано с большим её расходом из-за взаимодействия с этими минералами.

При этом регенерация кислоты из СаSO4 и MgSO4 практически невозможна.

Раствор сульфата железа (III) хорошо растворяет многие природные сульфиды меди. Однако в водных растворах он подвергается гидролизу:

Для придания устойчивости сульфату железа (III) необходимо подкислять раствор серной кислотой.

Поэтому сульфат железа (III) не получил самостоятельного значения в качестве растворителя.

Однако при совместном воздействии на сульфидные минералы серной кислоты и сульфата железа (III) последний выступает как окислитель сульфидов, а кислота является их фактическим растворителем. Сульфат железа (III) при этом восстанавливается до Fe(SO4)3 сульфата железа (II). Регенерация растворителя в этом случае осуществляется продувкой (аэрацией) воздуха через раствор FeSO4. При этом протекает химическая реакция:

В качестве катализатора часто используют определённого вида бактерии.

Для выщелачивания медных руд и концентратов используют различные метолы: выщелачивание в кучах, подземное выщелачивание. Выщелачивание путём просачивания раствора через массив рудного тела (перколяция), автоклавное выщелачивание (выщелачивание под давлением).

В странах СНГ и Казахстане нашли применение только кучное выщелачивание и подземное выщелачивание.

Кучное выщелачивание применяют для извлечения меди на месте из отвалов карьеров и бедных крупнокусковых руд, содержащих 0,1-0,3% Сu. В качестве растворителя используется разбавленный раствор сульфата железа (III), подкисленный серной кислотой. Сульфат железа (III) образуется при воздействии воды и кислорода воздуха на пирит:

Принципиальная схема процесса кучного выщелачивания приведена на рисунке 1.27.

1- основание кучи; 2- рудная масса; 3 -раствор для выщелачивания; 4 – раствор сульфата меди; 5- бассейн для сбора конечного раствора

Рисунок 1.27 – Схема кучного выщелачивания.

Рудная масса весом до 6000 тыс.т укладывается на наклонный водонепроницаемый пол. Сверху на кучу поступает выщелачивающий раствор. Образующийся раствор сульфата меди стекает по наклонному снованию в сборный бассейн. Раствор, полученный в результате кучного выщелачивания, содержит 0,3-3,0 г/л меди.

Кучное выщелачивание при незначительных капитальных и эксплутационных затратах позволяет обрабатывать огромные массивы забалансового сырья. Оно позволяет получать ощутимое дополнительное количество меди.

Подземное выщелачивание, как естественный процесс, происходит на всех эксплуатируемых шахтным способом рудниках. Оно может быть организованно искусственно на отработанных или законсервированных рудниках для извлечения меди из оставшихся целиков и обрушенных горных пород.

Подземное выщелачивание может проводиться речной водой, оборотными растворами, рудничными водами. Процесс выщелачивания идёт медленно и может продолжаться годы. Раствор, полученный в результате подземного выщелачивании, содержит 1,8-2,5 г/л меди. Стоимость меди, полученной методом подземного выщелачивания определяется в основном затратами на бурение скважин для закачки раствора и выделения меди из полученного раствора.

Для интенсификации процесса выщелачивания в последнее время при подземном выщелачивани применяют определённый вид бактерий, которые распространены в природе. Бактерии не принимают непосредственного участия в процессе выщелачивания. Они служат катализатором, который ускоряет образование сульфата железа (III) из сульфата железа (II)

Исследования показали, что при наличии бактерий образование трёхвалентного железа в 100-120 раз больше, чем при отсутствии бактерий.

Принципиальная схема установки для бактериального выщелачивания приведена на рисунке 1.28.

1 – бактериальный регенерационный пруд; 2- насосная станция; 3 – трубопровод для подачи растворителя в рудный пласт; 4 – компрессорная станция; 5- коллектор; 6 – гибкие шланги; 7-гибкие шланги; 8-скважины для закачки раствора; 9-рудный массив; 10- рудный горизонт, где накапливается раствор сульфата меди; 11-насос для откачки раствора; 12 – лимнографическая будка; 13-отстойник откачанного из-под земли раствора; 13- отстойник растворов; 14 – сушка и складирование цементной меди; 15- транспортная тележка; 16-цементационная установка

Рисунок 1.28 – Схема установки для бактериального подземного выщелачивания.

Из растворов, полученных путем кучного и бактериального выщелачивания, медь извлекается цементацией. В качестве цементатора используют материалы на основе железа: железный лом, стружку, обрезь жести, обезлуженную консервную жесть, губчатое железо. Эти материалы характеризуются достаточной активностью и в тоже время являются относительно дешёвыми и доступными.

При цементации протекает химическая реакция

В современной практике цементации меди из сернокислых растворов широкое распространение получили цементационные желоба, вращающиеся барабаны и чаны с механическим перемешиванием.

Основным продуктом процесса цементации является цементная медь. Она содержит порядка 65-75 % меди, а остальное в основном железо. Отработанные растворы содержат примерно 0,05 г/л меди. Они направляются на выщелачивание. Расход железа на цементацию меди составляет 1,5-2,5 т на 1 т меди.

При использовании процесса цементации возникает необходимость расходования серной кислоты для регенерации оборотных растворов, содержащих Fe2SO4:

Кроме того, возникает необходимость дополнительной очистки цементной меди перед процессом её переплавки.

Эти особенности являются недостатками процесса цементации.

На ряде заводов в США и Африки извлечение меди из растворов после кучного и подземного выщелачивания осуществляют с помощью процесса экстракции. Суть процесса заключается в смешении водного медь содержащего раствора с органической фазой. Медь из водного раствора переходит в органическую фазу и концентрируется в ней. После стадии реэкстракции органической фазы получаются растворы, содержащие до 90 г/л меди. Такой раствор может быть использован для переработки электролитическим способом с получением чистой катодной меди.

Читайте также:
Бильные пальцы своими руками

В последние годы разработаны сорбционные процессы для извлечения меди из растворов после кучного и подземного выщелачивания. В этих процессах используются ионообменные материалы (смолы), которые позволяют получать растворы пригодные для электролитического получения меди.

Обзор основных химических методов извлечения в гидрометаллургии меди Текст научной статьи по специальности « Химические технологии»

Аннотация научной статьи по химическим технологиям, автор научной работы — Максимов В. В., Логинова А. Ю.

Гидрометаллургические способы получения меди в принципе пригодны для переработки любых видов рудного сырья. Однако их обычно используют для извлечения меди из окисленных руд или предварительно обожженных сульфидных руд. Доля гидрометаллургических процессов в общем производстве меди за рубежом постоянно возрастает и составляет сейчас около 12-15 %. Ограниченное применение гидрометаллургических способов в медной промышленности является следствием в основном малых запасов окисленных руд и сложностью попутного извлечения золота и серебра. По этой причине гидрометаллургию используют главным образом для переработки бедных руд с нерентабельным содержанием благородных металлов, пустая порода которых не вступает в химическое взаимодействие с растворителем. Для практической выгодности гидрометаллургии необходимо также, чтобы медь находилась в форме легкорастворимого соединения или переводилась в растворимую форму без значительных затрат.

Похожие темы научных работ по химическим технологиям , автор научной работы — Максимов В. В., Логинова А. Ю.

Текст научной работы на тему «Обзор основных химических методов извлечения в гидрометаллургии меди»

ОБЗОР ОСНОВНЫХ ХИМИЧЕСКИХ МЕТОДОВ ИЗВЛЕЧЕНИЯ В ГИДРОМЕТАЛЛУРГИИ МЕДИ

© Максимов В.В.*, Логинова А.Ю.*

Калужский филиал Московского государственного технического университета им. Н.Э. Баумана, г. Калуга

Гидрометаллургические способы получения меди в принципе пригодны для переработки любых видов рудного сырья. Однако их обычно используют для извлечения меди из окисленных руд или предварительно обожженных сульфидных руд. Доля гидрометаллургических процессов в общем производстве меди за рубежом постоянно возрастает и составляет сейчас около 12-15 %. Ограниченное применение гидрометаллургических способов в медной промышленности является следствием в основном малых запасов окисленных руд и сложностью попутного извлечения золота и серебра. По этой причине гидрометаллургию используют главным образом для переработки бедных руд с нерентабельным содержанием благородных металлов, пустая порода которых не вступает в химическое взаимодействие с растворителем. Для практической выгодности гидрометаллургии необходимо также, чтобы медь находилась в форме легкорастворимого соединения или переводилась в растворимую форму без значительных затрат.

Ключевые слова: медь (II), медь (I), цементация, автоклавное осаждение, гидрометаллургия меди.

Медь является одним из основных по объему производства цветных металлов, потребность, в которой и ее цене постоянно возрастает. Медь давно и успешно применяется в различных отраслях техники. Сегодня это довольно обширный спектр использования: радиотехника, энергетика, химическая технология, металлургия. Поэтому вопросами расширения сырьевой базы, доступности и повышения качества и совершенствования технологии производства меди всегда уделялось пристальное внимание, как в России, так и за рубежом. Таким образом, поиски новых технологических решений химического выделения чистой меди из медьсодержащих растворов является сейчас задачей актуальной. Альтернативой электрохимического, а так же сорб-ционного и экстракционного метода получения чистой меди являются методы ее химического восстановления из растворов.

1. Цементация меди из растворов

Осаждение меди цементацией на железе – наиболее распространенный и простой способ извлечения меди из растворов от выщелачивания забалан-

* Ассистент кафедры «Промышленная экология и химия» ФН2-КФ.

* Доцент кафедры «Промышленная экология и химия» ФН2-КФ, кандидат химических наук.

сового сырья. Показатели процесса во многом зависят от способа подготовки раствора, выбора осадителя и используемого аппаратурного оформления.

Типичный состав раствора, получаемого при выщелачивании забалансового сырья, следующий: 0,3-3,0 г/л Си; 2-8 г/л Бе (в том числе до 3-5 г/л Ре3+); 0,2-1,0 г/л шлама; рН раствора 1,4-3,2 г/л [1].

Выделение свободной меди из растворов возможно двумя способами -электрохимическим и химическим. Однако электрохимическое осаждение меди из растворов с концентрацией менее 15 г/л нерентабельно. В этом случае целесообразно использовать цементацию меди железом.

На практике для цементации используют железный лом, обезлуженную консервную жесть, жестяную обрезь, губчатое железо. Тяжелый скрап (рельсы, плиты, трубы, отливки и другое), несмотря на низкую стоимость, практически не применяется в связи с малой реакционной поверхностью.

Попытки использовать при цементации гранулированный чугун не были успешны: наличие карбидов снижает скорость цементации, осложняет отделение меди и ухудшает качество осадка.

В современной практике для цементации меди широко используется следующее оборудование: желоба, вращающиеся барабаны, конусные аппараты, ванны и чаны с механическим перемешиванием.

Наиболее эффективным устройством для осаждения меди из растворов являются конусные аппараты. Конусный аппарат и режим его работы позволяют получить высокие показатели при цементации меди. За счет высокой скорости раствора достигаются снижение расхода железа, непрерывная регенерация поверхности осадителя, хороший контакт его с раствором. В результате цементная медь получается более чистой с плотной структурой и округленной формой частиц. Компактность установки существенно облегчает управление, механизацию и автоматический контроль процесса.

В литературе описаны исследования по цементации меди в аппаратах типа отсадочных машин [2]. За счет хорошего перемешивания раствора достигнута высокая скорость процесса; получаемый осадок меди характеризуется повышенным содержанием дисперсных частиц (5 мкм и менее).

Несмотря на достаточную технологическую простоту и рентабельность, цементация не позволяет получать товарную по частоте медь, что требует ее дальнейшую переработку.

Известны попытки получить из цементной меди продукт, пригодный для нужд порошковой металлургии. Помимо чистоты, к порошку предъявляются требования технологичности при прессовании и спеканий (текучесть, гранулометрическая однородность, насыпная масса). Отмеченные свойства в значительной степени зависят от формы и размера частиц, которые в свою очередь зависят от условий цементации. С увеличением содержания меди и кислоты пропорционально повышается выход тонких фракций, а плотность и текучесть порошка снижаются. Присутствие железа способствует некоторому увеличению крупности порошка.

Технологические свойства порошка дополнительно регулируются при измельчении получаемого спека.

Получение при цементации медного порошка, пригодного для нужд порошковой металлургии, следует признать рациональным. Получение качественного осадка (90 % с приемлемыми технико-экономическими показателями возможно только из чистых и богатых по меди растворов высокосортным осадителем при тщательном технологическом контроле процесса. При этом весьма рационально получение кондиционной продукции в процессе химико-металлургической доработки цементного осадка.

В связи с тем, что цементацией извлекается значительная часть меди, продолжаются поиски путей совершенствования этого процесса, Работы проводятся в основном в следующих направлениях: использование физических приемов взаимодействия (ультразвук, магнитная обработка раствора и другое) на кинетику процесса, снижение расхода осадителя, изыскание более совершенного аппаратурного оформления [3].

2. Автоклавное осаждение меди газообразными восстановителями

Основные преимущества автоклавного осаждения металлов следующие: высокая производительность, значительное сокращение производственных площадей, относительно низкие трудовые затраты и возможность регулирования качества конечного продукта (порошка). Повышенная температура и избыточное давление газов-восстановителей обеспечивают селективное выделение меди с весьма высокой скоростью. В качестве газообразных восстановителей используют водород, моноксид углерода, сернистый газ.

Читайте также:
Датчик переменного тока своими руками

2.1. Восстановление водородом

Водород, имеющий наибольшую реакционную способность в широком интервале рН медьсодержащих растворов, не загрязняет раствор примесями. Производство его (электролизом, конверсией природного газа) хорошо освоено промышленностью. Существенный эксплуатационный недостаток водорода – его повышенная взрыво- и пожароопасность.

На практике для сдвига равновесия реакции в сторону выделения металла процесс проводят при повышенном давлении водорода 1,5-2,5 МПа (суммарное давление в автоклаве: 3,5-4 МПа) и температуре 150-200 °С [4].

Для регулирования размеров частиц металлического порошка в раствор вводят «затравку» (порошок осаждаемого металла) или органическое полимерное соединение, например, полиакриламид. Чем больше количество «затравки», тем мельче образующийся порошок металла.

Процесс автоклавного осаждения порошка может быть осуществлен как непрерывный, хотя чаще его проводят в периодическом режиме. Обычно применяют горизонтальные автоклавы емкостью около 25 м3 с паровыми ру-

башками и вертикальными мешалками. Съем порошка с 1 м3 автоклава в 3040 раз превышает съем с 1 м3 электролизера при электролитическом способе получения медного порошка. Себестоимость автоклавных порошков примерно в два раза ниже себестоимости электролитических порошков [2].

В современной зарубежной практике автоклавного осаждения меди наибольшее значение имеет водород. Текучий мелкий плотный порошок металлической меди получают из кислых водных растворов сульфата меди при 163 °С и избыточном давлении рН2= 1,05 МПа введением полиамина, содержащего аминогруппы, связанные Са-С4 – алкилами. Для улучшения степени дисперсности порошка меди в раствор добавляют сульфат аммония.

В нашей стране технология получения автоклавных металлических порошков разработана относительно недавно и включает восстановление суль-фоаммиаката меди водородом в автоклаве при температуре 190 °С. В этом случае порошок имеет следующий состав: 99,7 % Си, 0,03 % Fe, 0,04 % №, 0,005 % Pb, 0,005 % лб, 0,001 % SO42-,сурьма отсутствует, кислород не определяется. Насыпная масса порошка равна 1,6 г/см3, форма частиц – равноосная, близкая к кубической.

Удельная поверхность, автоклавного медного порошка составляет 0,089 м2/г, а электролитического – 0,00955 м2/г. Прочность на разрыв прессовки из порошка, полученного автоклавным и электролитическим методами, составляла (после прессования при температуре 700 °С) 12,15 и 22,5 кг/см2 соответственно.

По сравнению с сернокислотной аммиачная технология более гибка в отношении исходного сырья, так как обеспечивает большую скорость растворения меди при выщелачивании не только дисперсных, но и кусковых материалов, приводит к меньшему расходу водорода при автоклавном осаждении. Более просто решается выбор материала для изготовления аппаратуры.

Однако большая энергоемкость аммиачной схемы (на автоклавное осаждение, дистилляцию) усложняет выбор и эксплуатацию автоклавного оборудования; получение более, дорогого, токсичного и взрывоопасного растворителя требует использования герметичной аппаратуры, развитой системы утилизации газовых потоков. Средняя скорость осаждения меди несколько меньше, чем из сернокислых растворов [3-5].

2.2. Восстановление моноксидом углерода

Осаждение меди из сернокислых растворов при восстановлении моноксидом углерода протекает по суммарной реакции [3]:

Си2++ СО + Н2О = 2Си + СО + 2Н+ (1)

Восстановительная способность СО зависит от изменения энергии Гиб-бса реакции:

СО + НО = СО + 2Н+ + е

Равновесие и скорость реакции (1) зависят от pH раствора. Уравнение скорости восстановления ионов меди имеет вид:

-—2,56-1013-сСи2+,• Рсо • е /кт

Вероятный механизм восстановления состоит в промежуточном образовании комплексных карбонильных ионов, которые затем распадаются:

2Си2+ + 3СО + НО = 2Си (СО)+ + СО + 2Н+ 2Си(СО)+ + НО = 2Си2+ + СО + СО + 2Н+

Скорость восстановления ионов Си2+ окисью углерода ниже, чем водородом. К недостаткам окиси углерода, кроме того, следует отнести ее токсичность. Однако преимущества метода, а именно малые материально- и энергоемкость процесса, высокая его селективность, гарантирующая отделение от никеля меди, кобальта, железа и серы в одном технологическом цикле, делает эту технологию приемлемой для переработки медьсодержащих растворов [3].

2.3. Восстановление сернистым газом

Возможность восстановления ионов меди(П) сернистым ангидридом зави-

Си2+/ ^ сит от соотношения потенциалов систем Си 02- и ТиБСТ

[3]. Для окислительно-восстановительной реакции:

НБО- + 3Н+ + 2е = БО2 + 2НО

Ф = 0,1134 + 0,02951ё-^°- – 0,0886рН

БО2- + 4Н+ + 2е = БО2 + 2Н2О С

Ф = 0,1697 + 0,0295- 0,1182рН

В присутствии сернистого ангидрида термодинамически устойчивой фазой является только металлическая медь (за исключением тех случаев, когда парциальное давление 802 очень мало, а кислотность раствора и концентрации ионов НБО^ или 8042- очень велики).

Восстановление должно проводиться в кислой области (при рН от 0 до 2). В интервале рН от 3 до 5 может, наряду с медью, осаждаться закись меди, восстановление которой будет затруднено по кинетическим причинам. Восстановление термодинамически возможно при 25 °С, однако с достаточной скоростью процесс, протекает при 120-180 °С и р302 от 0,4 до 0,7 МПа. Уравнение скорости процесса (моль/л-мин) в этих условиях имеет вид [6].

^Си2 2-105ехр г15801 р Си2

ах ” 210ехр i ят j р8°2 с2+

Восстановление протекает по суммарной реакции:

Си2+ + 802 + 2НХ> # Си + ИБО; + ЗН+

И включает следующие стадии:

802 + 2НгО # Н2803 Н2803^Н80^ +Н+ Н803 +Си2+#Си803+Н+ Си803 + Си2+ + 2Н20 <> Си+ + НвО; + Н+ (медленно) 2Си+ ^ Си + Си

Наиболее медленной и, следовательно, контролирующей процесс является реакция образования одновалентной меди. Высокое значение энергии активации (66,2 кДж/моль) и независимость скорости реакции от интенсивности перемешивания свидетельствуют о протекании процесса в кинетической области. Образование зародышей меди по реакции диспропорциони-рования происходит быстро.

Сопоставляя данные по восстановлению меди из растворов сернистым газом, водородом и окисью углерода, можно отметить, что водород – наиболее эффективный восстановитель, а сернистый газ занимает промежуточное положение между водородом и окисью углерода. Несмотря на эффективность SO2, практическое его использование для восстановления в настоящее время нерентабельно[6].

1. Набойченко С.С., Смирнов В.И. Гидрометаллургия меди. – М.: «Металлургия», 1974. – С. 272.

2. Соболь С.И., Спиридонова В.И. Обогащение и металлургия цветных металлов // Гинцветмет. – М.: Металлургиздат, 1957. – № 13. – С. 102-114.

3. Зеликман А.Н., Вольдман Г.М., Беляевская Л.В. Теория гидрометаллургических процессов. – М.: Металлургия, 1975. – 504 с.

4. Хабаши Ф. Основы прикладной металлургии. – М.: Металлургия, 1975. – Т. 2.

5. Масляницкий И.Н. Автоклавные процессы в цветной металлургии. -М.: Металлургия, 1968.

6. Кнакке О., Павлек Ф., Рамель В. Восстановление сернокислой меди в водных растворах сернистым ангидридом под давлением // Пробл. совр. Металлургии. – 1961. – № 1. – С. 77-85.

Гидрометаллургия меди

ГИДРОМЕТАЛЛУРГИЯ МЕДИ, извлечение меди мокрым путем – путем обработки руд и побочных заводских продуктов, содержащих медь, водными растворами различных химических реактивов. В настоящее время существует ряд мощных предприятий, получающих медь по дешевой цене, применяя мокрый способ обработки руд.

Существенными моментами гидрометаллургической обработки являются: 1) перевод меди в раствор (выщелачивание) и 2) последующее выделение меди из раствора. Первая из указанных операций имеет своей задачей концентрацию меди в сравнительно небольшом объеме, в виде водных растворов солей меди, в значительной мере лишенных посторонних примесей. Выщелачивание на практике м. б. проведено различными способами, в зависимости, как от характера руды, так и от применяемого для растворения меди химического реактива. В одних случаях перевод меди в раствор м. б. осуществлен непосредственным выщелачиванием сырой руды, в других – руда (или иной какой-нибудь содержащий медь продукт) должна быть той или иной операцией подготовлена к выщелачиванию. В виду этого способы выщелачивания можно классифицировать по химическому характеру применяемого реактива или по характеру перерабатываемого материала; второй классификации присущи некоторые практические преимущества.

Читайте также:
Вращающиеся часы своими руками

Классификация по реактивам. Растворителями, применяемыми при выщелачивании, служат водные растворы различных химических реактивов, которые могут быть нейтральными, кислотными или щелочными.

I. Нейтральные растворители . Сюда относятся: вода и водные растворы солей Fe2(SО4)3, FeCl2, Fe2Cl5, CuCl2 и KCN. Вода как растворитель применяется лишь в исключительных случаях, так как медь очень редко находится в руде в виде растворимых в воде соединений. Таким соединением является лишь халкантит CuSО4∙5H2О. Из нейтральных растворителей наибольшим распространением пользуется Fe2(SО4)3, водные растворы которого растворяют самородную медь, ее кислородные, а равно и сернистые соединения, по реакциям:

Полная регенерация Fe2(SO4)3 из железного купороса, образующегося в результате выщелачивания, м. б. произведена обработкой последнего воздухом и H2SO4 по уравнению:

Помимо этого необходим некоторый добавочный расход H2SO4 для перевода в раствор образующихся при выщелачивании гидратов окислов железа и основных сернокислых солей которые, выпадая в виде осадков, затрудняют нормальный ход выщелачивания. В виду этого к растворам Fe2(SО4)3, поступающим на выщелачивание, почти всегда прибавляют некоторое количество H24.

Выщелачивание растворами FeCl2 применяется в процессе Гента-Дугласа (Hunt-Douglas) для обработки руд, содержащих СuО. Растворение идет по реакции:

3 СuО + 2 FeCl2 à Сu2Сl2 + СuСl2 + Fe2O3.

В случае присутствия в руде Сu2O последняя д. б. переведена в СuО. Получающийся раствор должен быть богат хлоридами для перевода в раствор Сu2Сl2 (нерастворимой в Н2O), для чего к первоначальному раствору прибавляют NaCl.

В процессе Дёча (Doetsch) для растворения сульфидов меди применяется раствор Fe2Cl6, причем растворение идет по реакциям:

Раствор CuCl2 применяется в процессе Гёпфиера(Нoeрfner)для растворения металлических Сu и Ag, а равно и их сернистых соединений, по реакциям:

Сu + Сl2 à Сu2Сl2
CuS + С
l2 à Сu2Сl2 + S
2 Ag + 2 С
l2 à 2 AgCl + Сu2Сl2.

Для перевода в раствор образующихся Сu2Сl2 и AgCl, к раствору СuСl2 прибавляют NaCl.

II. Кислотные растворители . Применение кислотных растворителей на практике имеет место в случае переработки окисленных или предварительно обожженных сернистых руд с кислой пустой породой. В случае основной пустой породы (карбонаты) применение этих растворителей становится неэкономичным вследствие значительного расхода кислоты.

Наибольшим применением при выщелачивании пользуется H2SO4. При благоприятных условиях выщелачивания (слабые растворы и низкая температура) она сравнительно слабо действует на Fe2O3, всегда присутствующую как в окисленных, так и обожженных рудах, вследствие чего растворы, получающиеся от выщелачивания, не содержат значительных количеств солей железа. Помимо этого, при электролитическом выделении из этих растворов меди серная кислота регенерируется и поступает снова на выщелачивание, благодаря чему расход ее незначителен.

Сернистая кислота растворяет окислы меди, образуя растворимую в воде сернисто-медную соль. Последняя в присутствии окиси меди претерпевает постепенно превращение по реакции:

3 CuSО3 + CuO à Cu23 + CuSO3 + CuSО4.

Из полученных солей сернистомедная соль закиси меди слабо растворима в воде, в присутствии же сернистой кислоты растворимость ее возрастает. Применение сернистой кислоты для выщелачивания окисленных или обожженных медных руд приобретает большой интерес в связи с вопросом об утилизации сернистых газов металлургических печей. Здесь намечаются два пути: а) практика завода Nevada-Douglas Consol. С° – обработка увлажняемой руды сернистыми газами и б) способ U. S. Bureau of Mines – получение слабых растворов серной кислоты пропусканием сернистых газов через раствор Fe2(SО4)3.

Наиболее редко при выщелачивании руд применяется соляная кислота. Являясь более крепкой кислотой, чем Н24 и H23, она заметно действует на соединения железа, заключающиеся в руде; вследствие этого получающиеся от выщелачивания растворы заметно загрязняются солями железа. Дальнейшим неудобством пользования соляной кислотой является практическая трудность ее регенерации.

III. Щелочные растворители . К ним принадлежат исключительно растворы аммиака и углекислого аммония. Работа с ними менее удобна, чем с растворами кислот, но применение их неизбежно в случае переработки руд с основной пустой породой. Этими растворителями выщелачиваются руды, содержащие самородную медь, кислородные, углекислые и сернистые ее соединения. Происходящие при этом реакции м. б. представлены следующими уравнениями:

Сu + 0,5 O2 + n NH3 à СuО ∙ n NH2
С
uО + (NH4)2CO3 à СuСО3 ∙ 2 NH3 + Н2O.

Классификация по характеру руд. В этом отношении различают следующие способы:

I. Переработка сульфатных руд : 1) рудничные воды, 2) хвосты обогатительных фабрик и отвалы.

II. Переработка окисленных руд .

III. Переработка сульфидных руд .

A. Превращение сульфидов в сульфаты : 1) выветриванием, 2) сульфатизирующим обжигом и 3) обработкой Fe2(SО4)3.

Б. Превращение сульфидов в кислородные соединения окислительным обжигом .

B. Превращение сульфидов в хлориды : 1) действием Fe2Cl6, 2) действием СuСl2. 3) окислительным обжигом с последующей обработкой растворами, содержащими FeCl2 и CuCl2 и 4) хлорирующим обжигом.

Примерами указанных способов переработки могут служить следующие.

Извлечение меди из рудничных вод сводится к обработке их металлическим железом в желобах и в башнях. В Бютте (штат Монтана, США) этим путем перерабатываются рудничные воды, содержащие 0,05—0,07% Сu. Общая длина желобов – 305—610 м. Получаемая цементная медь содержит 60—70% Сu. Извлечение меди достигает 90—98%, стоимость извлечения 1 кг меди составляет 21 коп .

Извлечение сульфатов меди из хвостов обогатительных фабрик и отвалов выщелачиванием их водой в чистом виде не применяется, а соединяется одновременно с выщелачиванием растворителем Fe2(SO4)3.

Выщелачивание окисленных руд посредством H2SO4 применяется в больших размерах в Аджо (Ajo, штат Аризона, США), на заводе New Cornelia Copper С° и в Чукикамата (Чили),на заводе Chili Copper С°. На первом заводе выщелачивание дробленой руды производится в цементных чанах (площадь поперечного сечения 26,8×26,8 м, высота 5,28 м, вместимость 4545 т), выложенных внутри свинцовыми листами. Всего имеется 8 чанов, из которых одновременно в работе находится 7 чанов. В сутки перерабатывается 4545 тонн руды с содержанием 1,57% Сu; извлечение меди

82%. Содержащаяся в растворах после выщелачивания Fe2(SO4)3 восстанавливается в башнях в FeSO4 сернистым газом от печей Веджа (Wedge), после чего раствор направляется на электролиз, где получается катодная медь с содержанием от 99,15 до 99,85% Сu. Растворы, поступающие на электролиз, содержат в %: 2,70 Сu, 1,30 Fe ∙∙ , 0,11 Fe ∙∙∙ , 0,01 С’ и 2,16 свободной H2SO4. На втором заводе имеется 6 чанов для выщелачивания, размерами 45,7×33,5×5,9 м и емкостью 9100 тонн каждый. Чаны – бетонные, покрыты внутри слоем мастики из 1 части асфальта и 4 частей песка, толщиной 25—33 мм. Выщелачивание длится 4—5 дней; извлечение меди достигает 89,4%.

Читайте также:
Виброножницы по металлу

Выщелачивание хвостов обогатительных фабрик, содержащих 0,45% Сu, аммиаком практикуется на заводе Calumet and Hecla С°, Lake Linden (штат Мичиган, США).

Выщелачивание сульфидных руд после превращения сульфидов в сульфаты выветриванием дает наилучшие результаты в применении к переработке пиритных руд, содержащих Cu2S. Классическим примером является кучное выщелачивание пиритов со средним содержанием 2,5% Сu и 45—48% S в Рио-Тинто (Испания). Кучи вмещают 100000 тонн руды. Выветривание достигается периодическим смачиванием куч водой; при этом в присутствии кислорода воздуха происходит окисление сульфидов с образованием сульфатов железа и меди. Прибавление некоторого количества H24 облегчает перевод сульфидов меди в сульфаты. После того как образование сульфатов произошло в достаточной степени, начинается выщелачивание их растворами, полученными от цементации меди. По истечении 6—7 лет для плотных руд и 3—4 лет для сланцевых руд содержание меди падает до 0,25—0,30%. Получающиеся растворы содержат в литре: 4 г Сu, 1 г Fe2O3, 20 г FeO, 10 г H2SO4 и 0,3 г As. Аналогичное выщелачивание ведется в Бисби (штат Аризона, США), где вместимость куч достигает 1800000 т. В последние годы этот же способ с успехом применяется для выщелачивания целых рудников.

Выщелачивание сульфидных руд производится после превращения их в сульфаты сульфатизирующим обжигом ; последний ведется в кучах или печах. Примером обжига в кучах может служить практика в Рио-Тинто. Здесь небольшие кучи (диаметром 6—8 м и высотой З м), вмещающие 200 т руды, горят 2 месяца; большие кучи с эллиптическим основанием 17,5 х 10 м, высотой 3,35—3,65 м, вмещающие 1500 т руды, горят 6 месяцев. В малых кучах образуется больше CuSО4, чем в больших. В среднем извлечение Cu достигает 84%. Обожженная руда выщелачивается затем в чанах. При сульфатизирующем обжиге в печах главное внимание д. б. обращено на поддержание определенной температуры в печи. Первоначально обжиг ведется медленно, при невысоких температурах: при 480°, а затем при 560°. При этой температуре разлагаются сернокислые соединения железа, но не меди. При сульфатизирующем обжиге медных руд никогда не удается всю медь перевести в CuSО4; в обожженном продукте всегда находится некоторое количество СuО, которое при последующем выщелачивании м. б. переведено в раствор добавлением соответствующего количества H24.

Выщелачивание сульфидных руд растворами , содержащими Fe2(SО4)3, очень часто применяется для переработки бедных руд, отвалов обогатительных фабрик и целых рудников; в этих случаях такое выщелачивание всегда соединяется с ранее указанными способами выщелачивания сернистых руд после превращения сульфидов в сульфаты выветриванием.

Выщелачивание сульфидных руд после предварительного окислительного обжига . Окислительный обжиг ведут при сравнительно невысоких температурах, как и при сульфатизирующем обжиге. При более высоких температурах происходит образование трудно растворимых в кислотах силикатов и ферритов. Этим путем перерабатываются хвосты обогатительных фабрик Анаконда (штат Монтана, США); хвосты содержат: 0,64% Сu, 13,6 г Ag в тонне, 81% SiО2, 3% FeO и около 10% Аl2O3. Первоначально хвосты обжигаются при 535° в 28 шестиподных печах системы Мак-Дугаля; при этом содержание S падает с 2,2 до 0,6%; 1/3 оставшейся серы является сульфатной. Выщелачивание ведется в 10 чанах из красного дерева, диаметром 15,2 м и высотой 4,3 м; емкость чанов – 910 т. Извлечение меди

Переработка сульфидных руд переведением сульфидов в хлориды обработкой Fe2Cl6 и С uС l2 . 1) Процесс Дёча, применявшийся одно время в Рио-Тинто и в Тарзисе (Испания), заключался в обработке руды растворителем Fe2Cl6, в результате чего образовывались хлориды меди и FeCl2; последняя регенерировалась обработкой хлором. 2) Процесс Фрёлиха отличается от предыдущего тем, что обработка производится при температуре 70—80°, причем вся медь получается в виде СuСl2. 3) Процесс Гёпфнера указан выше.

Переработка сульфидных руд окислительным обжигом с последующей обработкой растворами, содержащими FeCl2 или СаСl2, предложена Гентом и Дугласом. Обработка может быть проведена двояким образом. По первому способу руда д. б. обожженной намертво, так как только кислородные соединения меди м. б. переведены в хлориды обработкой крепкими растворами NaCl и FeCl2 при температуре 70°. По второму способу намертво обожженная руда обрабатывается H24. Полученная в растворе CuSО4 взаимодействием с FeCl2 или СаСl2 частью переводится в СuСl2, которая при пропускании SO2 переходит в Сu2Сl2, с одновременным получением H2SO4. Регенерация FeCl2 или СаСl2 происходит при действии на отфильтрованную Сu2Сl2 металлическим железом или же Са(ОН)2 по уравнениям:

Сu2Сl2 + Fe à 2 Сu + FeCl2

Сu2Сl2 + Са(НО)2 à 2 Сu(ОН) + СаСl2.

Выщелачивание сульфидных руд после хлорирующего обжига . В некоторых случаях хлорирующему обжигу предшествует окислительный процесс Лонгмейда и Гендерсона. Наиболее целесообразно применять этот метод к переработке пиритных сгарков, содержащих медь и незначительное количество благородных металлов. Сгарки не должны, как правило, содержать более 10% густой породы и более 4% меди; на каждую весовую часть меди должны приходиться 1—1,5 весовых части S. В случае недостачи S последняя добавляется в виде FeS2. Смесь сгарков с 10% NaCl подвергается обжигу в механических печах; выщелачивание производится в чанах. В большинстве случаев хлорирующему обжигу подвергаются сырые сульфиды.

Источник: Мартенс. Техническая энциклопедия. Том 5 – 1929 г.

Лекция 7. Гидрометаллургия меди.

Гидрометаллургические способы получения меди в принципе пригодны для переработки любых видов рудного сырья. Однако их обычно используют для извлечения меди из окисленных руд или предварительно обожженных сульфидных руд. Доля гидрометаллургических процессов в общем производстве меди за рубежом постоянно возрастает и составляет сейчас – 12-15 %. В СНГ эти способы пока почти не применяют; лишь небольшое количество меди извлекается выщелачиванием вскрышных пород в отвалах (кучах) и забалансовых руд.

Ограниченное применение гидрометаллургических способов в медной промышленности является следствием в основном малых запасов окисленных руд и сложности попутного извлечения золота и серебра. По этой причине гидрометаллургию используют главным образом для переработки бедных руд с нерентабельным содержанием благородных металлов, пустая порода которых не вступает в химическое взаимодействие с растворителем. Для практической выгодности гидрометаллургии необходимо также, чтобы медь находилась в форме легкорастворимого соединения или переводилась в растворимую форму без значительных затрат.

Любой гидрометаллургический способ, не считая подготовительных и вспомогательных операций, состоит из двух основных стадий: обработки рудного сырья растворителем (выщелачивание) и осаждения металла из раствора.

При выборе растворителя учитывается ряд требований. Основными из них являются дешевизна и доступность растворителя, эффективность его воздействия на компоненты руды, незначительное воздействие на минералы пустой породы и возможность его регенерации. Применительно к медному сырью этим требованиям в наибольшей степени удовлетворяют вода и растворы серной кислоты и сульфата трехвалентного железа.

Вода – наиболее дешевый и доступный растворитель – пригодна, как правило, для обработки сырья и полупродуктов, содержащих медь в форме сульфатов или хлоридов. В условиях естественного (природного) выщелачивания сульфидных минералов при совместном действии воды и кислорода воздуха происходит окисление сульфидов с образованием серной кислоты и сульфата трехвалентного железа, которые и растворяют в конечном итоге сульфиды.

Читайте также:
Гидроабразивная резка нержавеющей стали

Раствор серной кислоты – наиболее распространенный растворитель в гидрометаллургии меди. Он обладает достаточно высокой растворяющей способностью, дешев и легко регенерируется. Однако его невыгодно применять для сырья с повышенным содержанием основных породообразующих минералов (известняка, кальцита, доломита и т.д.) из-за резкого увеличения расхода растворителя на их растворение и невозможности регенерации H2S04 из сульфатов кальция и магния.

Сульфат трехвалентного железа является хорошим растворителем для многих природных сульфидов меди. Однако этот растворитель самостоятельного значения в гидрометаллургии меди не имеет. Причиной этому является гидролиз Fe2(S04)3 в водных растворах. Для придания устойчивости сульфату растворы нужно подкислять серной кислотой.

При совместном воздействии указанных двух реагентов на сульфидные минералы Fe2(S04)3 работает как окислитель сульфидов, а серная кислота является их фактическим растворителем. Сульфат трехвалентного железа при этом восстанавливается до FeS04. Регенерацию растворителя осуществляют путем окисления FeS04 до Fe2(S04)3 аэрацией (продувкой) воздухом, часто в присутствии определенного вида бактерий (бактериальное выщелачивание) и реже хлором.

Для выщелачивания медных руд и концентратов применяют несколько методов: выщелачивание в кучах; подземное выщелачивание; выщелачивание путем просачивания раствора через слой рудного материала (перколяция); выщелачивание в чанах с механическим перемешиванием (агитация); автоклавное выщелачивание (под давлением).

В отечественной металлургии меди нашли применение только первые два метода.

Кучное выщелачивание применяют для извлечения меди на месте из вскрышных пород (отвалов) старых и новых карьеров.

В качестве промышленного осадителя меди используют материалы на основе железа – железный лом, стружку, обрезь жести, обезлуженную консервную жесть, губчатое (пористое) железо и т.д. в связи с их достаточной активностью, доступностью и невысокой стоимостью.

В современной практике цементации меди наибольшее распространение получили цементационные желоба, вращающиеся барабаны и чаны с механическим перемешиванием.

Основной продукт цементации – цементную медь – отправляют для дальнейшей переработки на медеплавильные заводы. Она содержит 65-75 % Си, а остальное – в основном железо. Отработанные растворы с содержанием – 0,05 г/л Си направляют на выщелачивание. Извлечение меди при цементации составляет 90-98 %. Расход железа на цементацию I т меди колеблется от 1,5 до 2,5 т.

Основными недостатками цементационного осаждения меди являются: необходимость расходования серной кислоты при регенерации оборотных растворов, содержащих FeS04; необходимость дополнительной очистки (переработки) получающейся цементной меди для получения товарного продукта.

Экстракцию меди из бедных растворов органическими растворителями успешно используют на нескольких заводах в США и Африке. При экстракционном способе предусматривается в стадии реэкстракции органической фазы получение медного раствора, содержащего до 90 г/л Си. Такой раствор может быть переработан методом электролиза с получением чистой катодной меди или автоклавным способом на медный порошок.

Разработаны также сорбционные процессы для извлечения меди из окисленных медных руд и растворов после кучного или подземного выщелачивания с использованием ионообменных материалов, которые также позволяют получать медь в виде катодов или порошков.

Контрольные вопросы

1. Методы гидрометаллургии меди

2. Требования, предъявляемые при кучном выщелачивании меди

3. Организация работы кучного выщелачивания

Лекция 8.

Никель и его применение. Сырье для получения никеля. Современное состояние производства никеля

Никель и его применение

Никель – единственный “молодой” металлиз тяжелых цветных металлов, полу­чивший широкое применение только в конце XIX в. Впервые как химический элемент никель был открыт в 1751 г.и выделен в чистом виде в 1804 г. Однако он был обнаружен в составе монетных сплавов, применявшихся еще в Ш столетии до н.э. До 1875 г.никель считался ювелирным металлом, стоилдорого и производили его в очень небольших количествах. Мировое производство никеля в 1875 г. составляло всего

500т, а за­тем качало быстро расти.

Чистый никель – металл светло-серебристого цвета. Никель обладает достаточно высокой прочностью и пластичностью. Он легко поддается механической обработке как в горячем, так и в холодном состоянии, легко прокатывается в листы толщиной до 0,02 мм и протягивается в проволоку диаметром до 0,01 мм.

В химическом отношении никель малоактивный металл, обладает высокую коррозионную стойкость в атмосфере воздуха, устойчив к воздействию воды и многих агрессивных сред.

С кислородом никель образует два основных оксида: NiO, Ni2O3. С серой никель образует сульфиды: NiS, Ni3S2.

С металлами никель образует многочисленные сплавы. Известны более 3000 никельсодержащих сплавов. В сплавах никель придает разнообразные ценные свойства (жаропрочность, кислотоупорность, вязкость, нержавеющие свойства…). В чистом виде никель используется для никелирования, для изготовления посуды с высокой коррозионной стойкостью, в качестве катализаторов. Среди цветных металлов по производству и потреблению никель занимает пятое место после алюминия, меди, свинца и цинка.

Сырье для получения никеля

Промышленное производство никеля возникло в конце XIX века почти одновременно на базе окисленных никелевых руд Новой Каледонии и сульфидных медно-никелевых руд Канады.

Окисленные (силикатные) никелевые руды являются рудами вторичного происхождения. Они образовались в результате выветривания главным образом змеевиков и состоят из простых и сложных гидратированных силикатов магния и железа, и алюмосиликатов, содержащих никель.

Основными никельсодержащими минералами в окисленных никелевых рудах являются гарниерит (Ni, Mg)O ∙ SiO2 ∙ 2H2O, ревдинскит и непуит 3(Ni, Mg)O ∙ SiO2 ∙ 2H2O и нонтронит nNiO ∙ (Al, Fe)2O3 ∙ 4SiO2 ∙ 4H2O. Никелевые минералы в рудах находятся в тонкодисперсионном состоянии. По внешнему виду они похожи на глину, для них характерны пористое, рыхлое строение, малая механическая прочность кусков, высокая гигроскопичность. Из-за отсутствия рациональных методов обогащения окисленные никелевые руды поступают непосредственно на металлургическую переработку.

В СНГ промышленные месторождения окисленных никелевых руд находятся на Урале, Казахстане и на Украине, за рубежом – в Новой Каледонии, на Кубе, Филиппинах, в США, Бразилии, Индонезии и Греции.

В сульфидных рудах никель присутствует главным образом в виде пентландита [(Ni,Fe)S], представляющего изоморфную смесь сульфидов никеля и железа переменного соотношения, и частично в форме твердого раствора в пирротине (Fe7S8).

Основным спутником никеля в сульфидных рудах является медь, содержащаяся главным образом в халькопирите (CuFeS2). Из-за высокого содержания меди эти руды называют медно-никелевыми. Кроме никеля и меди, в медно-никелевых рудах обязательно присутствуют кобальт, металлы платиновой группы (платина, палладий, родий, рутений, осмий и иридий), золото, серебро, селен и теллур, а также сера и железо. Таким образом, сульфидные медно-никелевые руды являются полиметаллическим сырьем очень сложного химического состава. При их металлургической переработке в настоящее время извлекают 14 (включая серу) ценных компонентов.

Химический состав сульфидных медно-никелевых руд следующий, %: Ni 0,3-5,5; Си 0,2 – 1,9; Со 0,02- 0,2; Fe 30 -40; S 17- 28; Si02 10 – 30; MgO 1- 10; А123 5- 8. По структуре медно-никелевые руды могут быть сплошными, жильными и вкрапленными. Чаше встречаются два последних типа руд. В зависимости от глубины залегания руду добывают как открытым, так и подземным способом.

Читайте также:
Вальцовочный станок для листового металла

В отличие от окисленных никелевых руд сульфидные медно-никелевые руды характеризуются высокой механической прочностью, негигроскопичны и могут подвергаться обогащению. Следует отметить, что обогащению обычно подлежат только сравнительно бедные руды (не более 1,5-2,5 % Ni). Богатые руды после соответствующей подготовки направляют на плавку.

В СНГ промышленные месторождения сульфидных медно-никелевыых руд находятся на Таймырском и Кольском полуостровах, за рубежом – в Канаде и Австралии.

Основным способом обогащения сульфидных медно-никелевых руд является флотация. Иногда флотационному обогащению предшествует магнитная сепарация, направленная на выделение пирротина в самостоятельный концентрат. Возможность проведения магнитной сепарации обусловлена относительно высокой магнитной восприимчивостью пирротина.

Выделение пирротинового концентрата при обогащении руды улучшает качество первичного никелевого концентрата вследствие вывода из него значительной части железа и серы и упрощает его последующую металлургическую переработку. Однако при получении пирротинового концентрата, содержащего до 1,5 % Ni, возникает необходимость в обязательной его переработке с целью извлечения никеля, серы и платиноидов.

Флотационное обогащение медно-никелевых руд может быть коллективным и селективным. При коллективной флотации за счет отделения пустой породы получают медно-никелевый концентрат. Однако и селективная флотация не обеспечивает полного разделения меди и никеля (особенно по выделению никеля). Продуктами селекции в этом случае будут являться медный концентрат с относительно небольшим содержанием никеля и никелево-медный концентрат, отличающийся от руды более высоким отношением Ni:Си. На практике такой концентрат обычно называют просто никелевым.

Таким образом, в зависимости от принятой схемы обогащения сульфидных медно-никелевых руд можно получать коллективные медно-никелевые, медные, никелевые и пирротиновые концентраты, состав которых приведен ниже.

Состав продуктов обогащения медно-никелевых руд

Ni Си Fe S SiO2

Коллективный 3,6-6,5 3,0-6,0 38-40 28-30 12-14

Никелевый 6-11 4-6 37-40 25-29 14-20

Пирротиновый 0,1-1,55 0,05-0,17 55-60 36-37 1-3

Как следует из приведенных данных, соотношение никеля и меди в медно-никелевых и никелевых концентратах изменяется примерно oт 2:1 до 1:2. Такие концентраты можно перерабатывать по одной и той же технологии. Медные концентраты с соотношением меди и никеля, равным 20:1, перерабатывают на медеплавильных заводах.

Кроме окисленных никелевых и сульфидных медно-никелевых руд, сырьем для получения никеля могут служить мышьяковистые руды, добываемые в Бирме и в Канаде.

Гидрометаллургия меди

Гидрометаллургическими способами получают до 15-18 % мирового производства меди. Особенно это производство развито в США, Чили, Замбии.

При выборе метода переработки медной руды исходят из характера руд (содержание в них сульфидных или окисленных минералов меди), содержания благородных металлов, минералогического состава пустой породы, некоторых местных условий района добычи руды [22].

Мокрые способы применимы главным образом для бедных руд, пустая порода которых не вступает в химическую реакцию с растворителем. Для практической выгодности мокрого способа необходимо, чтобы медь находилась в форме легкорастворимого в обычных растворителях соединения, или чтобы она могла быть переведена в легкорастворимую форму без значительных затрат. Руды, медь в которых находится в виде окисленных соединений, могут успешно обрабатываться гидрометаллургическим путем.

Основные стадии гидрометаллургических способов переработки руды следующие:

  • 1- я стадия: а) подготовка руды для растворения (измельчение или, если необходимо, окисление или восстановление); б) выщелачивание; в) отделение рудного раствора.
  • 2- я стадия: а) осаждение металла (при этом иногда требуется предварительная подготовка раствора); б) переплавка осадка.

Для выщелачивания меди используют растворы серной кислоты, аммиака, сульфата или хлорида железа (III). Простые оксиды, сульфаты меди растворимы в растворах кислот и аммиака; при обработке сырья, содержащего медь металлическую, сульфидную, необходимы окислители, в роли которых используют кислород, соли железа (III) или тионовые микроорганизмы:

По применяемому растворителю гидрометаллургические процессы разделяются на 1) сульфатный (H2SO4, Fe2(SO4)3), 2) аммиачный (NH3 и его соли), 3) сульфитный (H3SO3 и SO2) и 4) хлоридный (хлориды).

В применении к сульфидным медным рудам подготовка их ведется одним из следующих способов:

перевод сульфидов в сульфаты выветриванием, сульфатизирую-щим обжигом или действием Fe2(SO4)3;

– перевод сульфидов в окислы окислительным обжигом;

– перевод сульфидов в хлориды (на практике применяется редко) с помощью FeCl3 или с помощью СпС12 либо окислительным обжигом с последующим действием СиС12 и FeCl2; а также хлорирующим обжигом сырых или обожженных руд.

Переработка низкосортного сырья. К категории низкосортного сырья относятся:

  • – отвалы пород, добываемых при вскрытии месторождения открытым способом (выщелачивание отвалов);
  • – низкосортные руды оксидного или смешанного типа (кучное выщелачивание);
  • – потерянная при шахтной добыче руда или забалансовые месторождения (подземное выщелачивание).

Рис. 1.32. Схема подземного вышелачивания: J

  • 1 – раствор; 2 – водонепроницаемый слой; 3 – линзы рудных тел;
  • 4 – водопроницаемый слой; 5 – скважины; 6 – выщелачивающий раствор

Технология кучного выщелачивания включает подготовку сырья (дробление, рыхление, сооружение отвала), орошение и выщелачивание, подготовку раствора и извлечение меди.

Руду укладывают на водонепроницаемое основание с уклоном. Отвалы вмещают 100-600 тыс. т сырья, содержание в них меди 0,2-0,4 %. Кучу сверху орошают раствором, который протекает через рудное тело и растворяет соединения меди. Для выщелачивания используют оборотный раствор, содержащий 5-10 г/дм 3 H2SO4, сульфаты железа (II) и (III). Раствор для выщелачивания закачивают в прудки (20x40x0,6 м), нарезанные по поверхности отвала, или разбрызгивают, или подают в тело отвала через глубинные скважины. Орошение длится 2-3 сут, после чего выдерживается пауза для дренажа раствора, который стекает из-под основания отвала и поступает в прудки-накопители. Раствор содержит, г/дм 3 : 0,5-3,0 Си, 2-8 Fe (в том числе 3-5 Fe 3+ ), 0,2-1,5 шламовых взвесей, pH = 1,4-3,0. Для более эффективного извлечения меди из раствора предварительно восстанавливают ионы Fe (III), корректируют кислотность, осаждают шлам. После обезмеживания раствор возвращают на орошение.

Подземное выщелачивание – естественный процесс на всех шахтах медных месторождений. Такое выщелачивание может проводиться речной водой, оборотными растворами и рудничными водами. Подземное выщелачивание может быть организовано искусственно путем подачи растворов к рудному телу через скважины. Растворы подземного выщелачивания с содержанием меди 1,8-2,5 г/л собирают в нижних выработках и откачивают на извлечение меди. Процесс выщелачивания идет очень медленно и продолжается годами.

Основным растворителем сульфидов является разбавленный кислый раствор РегСБОДз, образующийся при воздействии кислорода воздуха и воды на пирит:

В дальнейшем образовавшийся сульфат трехвалентного железа воздействует на сульфидные минералы и растворяет их, например:

Для интенсификации процесса выщелачивания растворами Fe2(SO4)3 широко используют определенные виды природных бактерий. В самом процессе выщелачивания микроорганизмы не участвуют и действуют как катализаторы, ускоряющие образование растворителя:

При наличии бактерий Fe2(SO4)3 образуется примерно в 100 раз больше, чем в их отсутствие.

Технология кучного выщелачивания отличается меньшими объемами обрабатываемого массива руды, ее специальной подготовкой; содержание меди в сырье более высокое (1,0-2,5 % Си), и, как следствие, получают более концентрированные растворы (до 6-15 г/дм 3 Си). Приемы орошения, сбора раствора и его обработки во многом сопоставимы для обоих способов выщелачивания.

Читайте также:
Гибка металла в домашних условиях

Для извлечения меди из бедных растворов, получаемых при пере работке забалансового сырья, используют цементацию на железном скрапе или технологию «экстракция – электролиз».

Лучшим осадителем при цементации является обезлуженная консервная жесть или губчатое железо; расход осадителя 1,5-2,3 т на 1 т меди. Операцию проводят в желобах, конусных аппаратах, барабанах. Извлекают до 92-97 % Си. Цементационный осадок содержит, %: 60-80 Си, 3-12 Fe, 2-6 породообразующих соединений. Его направляют в цикл пирометаллургии (холодные присадки при конвертировании, подшихтовка к загрузке отражательной печи) или на самостоятельную переработку с получением порошка или солей меди.

Более совершенным способом является экстракционная технология (рис. 1.33), которая замкнута по реагентам, исключает потребление железосодержащего осадителя и накопление железа в оборотных растворах, обеспечивает получение товарной продукции. Чаще всего используют экстрагенты серии «ЫХ». «Келекс», «Весэйтик» и др.

Раствор (1 г/дм 3 Си)

Органическая фаза (2-3 г/дм 3 Си)

Реэкстракт (35-40 г/дм 3 Си)

Рис. 1.33. Схема экстракционного извлечения меди из растворов от выщелачивания забалансового сырья

Переработка оксидных богатых руд. Используют перколяционное или агитационное выщелачивание с принудительным движением раствора относительно загружаемого материала.

При перколяционном выщелачивании раствор просаливают через слой руды, расположенный на ложном днище (рис. 1.34). К подобному типу аппаратов относятся широко применяемые на практике диффузоры и ленточные выщелачиватели (перколяторы). Руду дробят до крупности 4-8 мм и загружают в чаны емкостью 5-10 тыс. т, имеющие ложное днище (решетка, покрытая фильтрующим материалом). Циркуляцию раствора обеспечивают центробежные насосы. Цикл обработки руды (8-13 дней) включает операции загрузки, выщелачивания (6-8 сут), промывки (1-3 сут) и выгрузки отвальных хвостов от выщелачивания. В раствор извлекают 75-90 % Си; состав раствора, г/дм 3 : 20-40 Си, 10-40 H2S04; 4,5-13 г/л железа (общее). Медь извлекают электролизом, реже цементацией.

Рис. 1.34. Схема перколяционного выщелачивания:

1 – корпус; 2 – футеровка; 3 – фильтрующая перегородка; 4 – ложное днище; 5 – опоры ложного днища; 6 – сливное отверстие

Агитационное выщелачивание заключается в обработке измельченного сырья (концентрат, руда, огарок и т.д.) растворителем в аппаратах, обеспечивающих интенсивный массообмен пульпы. Перемешивание осуществляют с помощью мешалок с механическим приводом (аппараты емкостью 10-70 м 3 ), сжатого воздуха (пачуки емкостью до 250-300 м 3 ), совместным воздействием мешалок и воздуха или во вращающемся барабане – выщелачивателе. Обязательным условием перемешивания является создание однородной по плотности пульпы, исключающей застойные зоны. Плотность пульпы Ж:Т=1,5-4:1, продолжительность 2-6 ч.

Переработка сульфидных концентратов и штейнов. Гидрометаллургическая технология особенно эффективна для переработки полиметаллических материалов. Чаще всего используют сернокислые аммиачные, азотнокислые растворы; в качестве осадителя применяют газообразный кислород (воздух, технологический кислород, кислородновоздушную смесь) или соли железа (III).

Используют схемы комбинированные (предварительная специальная подготовка сырья) (рис. 1.35) и схемы прямого выщелачивания (рис. 1.36).

Методы прямого вскрытия основаны на использовании солевого (сульфаты и хлориды Fe 3+ , цианиды, нитроза), электрохимического, автоклавного (сернокислотного, аммиачного) выщелачивания. Растворы после выщелачивания очищают от примесей, осветляют; медь извлекают электролизом или автоклавным осаждением.

Остаток (Fe2O3, пустая порода, благородные металлы)

Рис. 1.35. Переработка медных концентратов по схеме «обжиг-выщелачивание»

Концентрат, штейн (CuS, Cu2S)

(пустая порода, оксиды железа, S°, Au, Ag)

Хвосты (пустая порода, оксиды железа)

Концентрат (MeS, S°)

Извлечение Zn, Ni, Со

Рис. 1.36. Автоклавная сернокислотная схема переработки полиметаллических концентратов и штейнов

Автоклавное выщелачивание. Этот метод перспективен для обработки трудновскрываемых сульфидных медных концентратов, в частности халькопиритных. Процесс протекает в герметичных сосудах в жестких условиях: температура до 160 °C, давление воздуха до 1,5 МПа [20].

Медь из растворов выделяют цементацией и электроэкстракцией. В основе цементации лежит вытеснение меди из растворов более электроотрицательным металлом (Fe, Zn, Ni):

Наиболее дешевый осадитель меди – железо или материалы на его основе – лом, стружка, обрезь и т.п. Продуктом осаждения является цементная медь (65-75 % Си, остальное железо), которую отправляют на конвертирование. Отработанные растворы возвращают на выщелачивание. На 1 т расходуется 1,2-2,0 т железа.

Электроэкстракцию меди проводят из электролита, содержащего очень чистый раствор CuSO4 и H2SO4. Процесс проводят на свинцово-серебряных анодах, катодами служат медные пластины. Этот метод довольно дорогой, поэтому им пользуются редко. Катодную медь переплавляют, электролит возвращают на выщелачивание.

На нескольких заводах США и Африки применяют экстракционное выделение меди из бедных растворов органическими растворителями. Этот способ предусматривает на стадии реэкстракции органической фазы получение медного раствора, содержащего до 90 г/л меди. Такой раствор может быть переработан электролизом с нерастворимыми анодами или автоклавным осаждением медного порошка товарных марок.

Поскольку растворы после выщелачивания содержат небольшое количество меди (0,5-2,0 г/дм 3 ), возникает необходимость переработки больших объемов растворов. С целью повышения концентрации меди используют процессы экстракции меди органическими растворителями – экстрагентами и сорбцию твердыми ионообменниками – сорбентами. Соответственно, после реэкстракции и десорбции получают богатые растворы, в которых содержание меди возрастает в 50-100 раз. Такие растворы удобны для извлечения меди электроэкстракцией.

Для переработки медьсодержащего сырья с целью получения металлической меди применяют как пиро-, так и гидрометаллургические процессы. В общем объеме производства меди на долю пирометаллургических способов приходится около 85 % мирового выпуска этого металла.

Пирометаллургическая технология предусматривает переработку исходного сырья (руды или концентрата) на черновую медь с последующим ее обязательным рафинированием. Наиболее распространенная пирометаллургическая технология предусматривает обязательное использование следующих металлургических процессов: плавку на штейн, 68 конвертирование медного штейна, огневое и электролитическое рафинирование меди.

При выборе гидрометаллургического метода переработки медной руды исходят из характера руд (содержание в них сульфидных или окисленных минералов меди), содержания благородных металлов, минералогического состава пустой породы, некоторых местных условий района добычи руды. Для переработки низкосортного сырья используют кучное и подземное выщелачивание; для богатых руд – перколяционное и агитационное выщелачивание; для обработки трудновскрываемых сульфидных медных концентратов, в частности халькопиритных, перспективным является автоклавное выщелачивание.

Производство меди

Мировое производство первичной и вторичной рафинированной меди в настоящее время составляет около 15-16 миллионов тонн в год . Половина всей производимой меди используется в электротехнической промышленности. Основное количество меди получают из первичного сырья, но весьма значительна доля меди, производимой и из вторичного сырья. Так, преимущественно из первичного сырья производят лист М1 и электротехнические медные ленты, прутки медные, проволоку; из вторичного – трубку медную М2, опять же проволоку, кровельную медь.

СЫРЬЕ ДЛЯ ПОЛУЧЕНИЯ МЕДИ – МЕДНЫЕ РУДЫ

Для получения меди применяют медные руды, а также отходы меди и ее сплавов. В рудах содержится 1-6% меди. Медь, как и многие другие цветные металлы, становится все дефицитнее. Если в 19 в. медь добывалась из руд, где содержалось 6-9% этого элемента, то сейчас 5%-ные медные руды считаются очень богатыми, а промышленность многих стран перерабатывает руды, в которых всего 0,5% меди.
В рудах медь обычно находится в виде сернистых соединений (медный колчедан или халькопирит CuFeS2,халькозин Cu2S, ковелин CuS), оксидов (куприт Cu2O, тенорит (CuO)или гидрокарбонатов (малахит CuCO3 × Cu(OH2), азурит 2CuCO3­ × Cu(OH)2).
Пустая порода состоит из пирита FeS, кварца SiO2,карбонатов магния и кальция (MgCO3 и CaCO3), а также из различных силикатов, содержащих Al2O3, CaO, MgO и оксиды железа. В медных рудах иногда содержится значительное количество других металлов: цинка, олова, никеля, золота, серебра, кремния и др. Медные руды делятся на сульфидные, окисленные и смешанные руды. Сульфидные руды бывают обычно первичного происхождения, а окисленные руды образовались в результате окисления металлов сульфидных руд. В небольших количествах встречаются так называемые самородные руды, в которых медь находится в свободном виде.

Читайте также:
Где применяется алюминий

СПОСОБЫ ПРОИЗВОДСТВА МЕДИ

Известны два способа извлечения меди из руд и концентратов: гидрометаллургический и пирометаллургический. Первый из них не нашел широкого применения. Его используют при переработке бедных окисленных и самородных руд. Этот способ в отличии от пирометаллургического не позволяет извлечь попутно с медью драгоценные металлы. Второй способ пригоден для переработки всех руд и особенно эффективен в том случае, когда руды подвергаются обогащению.

ПИРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКИЙ СПОСОБ ПРОИЗВОДСТВА МЕДИ

Основу пирометаллургического процесса составляет плавка, при которой расплавленная масса разделяется на два жидких слоя: штейн-сплав сульфидов и шлак-сплав окислов. В плавку поступают либо медная руда, либо обожженные концентраты медных руд. Обжиг концентратов осуществляется с целью снижения содержания серы до оптимальных значений. Жидкий штейн продувают в конвертерах воздухом для окисления сернистого железа, перевода железа в шлак и выделения черновой меди. Черновую медь далее подвергают рафинированию – очистке от примесей.

Обогащение медной руды

Большинство медных руд обогащают способом флотации. В результате получают медный концентрат, содержащий 8-35% Cu, 40-50% S, 30-35% Fe и пустую породу, главным образом составляющими которой являются SiO2, Al2O3 и CaO. Концентраты обычно обжигают в окислительной среде с тем, чтобы удалить около 50% серы и получить обожженный концентрат с содержанием серы, необходимым для получения при плавке достаточно богатого штейна. Обжиг обеспечивает хорошее смешение всех компонентов шихты и нагрев ее до 550-600 ºС и, в конечном итоге, снижение расхода топлива в отражательной печи в два раза. Однако при переплавке обожженной шихты несколько возрастают потери меди в шлаке и унос пыли. Поэтому обычно богатые медные концентраты (25-35% Cu) плавят без обжига, а бедные (8-25%Cu) подвергают обжигу. Для обжига концентратов применяют многоподовые печи с механическим перегреванием. Такие печи работают непрерывно.

Выплавка медного штейна

Медный штейн, состоящий в основном из сульфидов меди и железа (Cu2S+FeS=80-90%) и других сульфидов, а также окислов железа, кремния, алюминия и кальция, выплавляют в печах различного типа. Комплексные руды, содержащие золото, серебро, селен и теллур, целесообразно обогащать так, чтобы в концентрат была переведена не только медь, но и эти металлы. Концентрат переплавляют в штейн в отражательных или электрических печах. Сернистые, чисто медныеруды целесообразно перерабатывать в шахтных печах. При высоком содержании серы в рудах целесообразно применять так называемый процесс медно-серной плавки в шахтной печи с улавливанием газов и извлечением из них элементарной серы. В печь загружают медную руду, известняк, кокс и оборотные продукты. Загрузку ведут отдельными порциями сырых материалов и кокса. В верхних горизонтах шахты создается восстановительная среда, а в нижней части печи – окислительная. Нижние слои шихты плавятся, и она постепенно опускается вниз навстречу потоку горячих газов. Температура у фурм достигается 1500 ºС на верху печи она равна примерно 450 ºС. Столь высокая температура отходящих газов необходима для того, чтобы обеспечить возможность из очистки от пыли до начала конденсации паров серы.
В нижней части печи, главным образом у фурм, протекают следующие основные процессы:
а) Сжигание углерода кокса
C + O2 = CO2
б) Сжигание серы в виде сернистого железа
2FeS + 3O2 = 2FeO + 2SO2
в) Образование силиката железа
2 FeO + SiO2 =(FeO)2 × SiO2
Газы, содержащие CO2, SO2, избыток кислорода и азот, проходятвверх через столб шихты. На этом пути газов происходит теплообмен между шихтойи ними, а также взаимодействие CO2 с углеродом шихты. При высоких температурах CO2 и SO2 восстанавливаются углеродом кокса и при этом образуется окись углерода, сероуглерод и серная окись углерода (COS):
CO2 + C = 2CO
2SO2 + 5C = 4CO+ CS2
SO2 + 2C = COS+ CO
В верхних горизонтах печи пирит разлагается по реакции:
FeS2 = Fe + S2
При температуре около 1000 0Сплавятся наиболее легкоплавкие эвтектики из FeS и Cu2S, в результате чего образуется пористая масса.
В порах этой массы расплавленный поток сульфидов встречается с восходящим потоком горячих газов и при этом протекают химические реакции, важнейшие из которых указаны ниже:
а) образование сульфида меди из закиси меди
2Cu2O + 2FeS +SiO2 = (FeO)2 × SiO2 + 2Cu2S;
б) образование силикатов из окислов железа
3Fe2O3+ FeS + 3,5SiO2 = 3,5(2FeO × SiO2) + SO2;
3Fe3O4+ FeS + 5SiO2 = 5(2FeO × SiO2) + SO2;
в) разложение CaCO3 и образование силиката извести
CaCO3 + SiO2= CaO × SiO2 + CO2;
г) восстановление сернистого газа до элементарной серы
SO2 + C = CO2+ ½ S2
В результате плавки получаются штейн, содержащий 8-15% меди (Cu), шлак состоящий в основном из силикатов железа и извести, колошниковый газ, содержащий серу и её соединения (S2, COS, H2S), и углекислый газ (CO2). Из газа сначала осаживают пыль, затем из него извлекают серу (до 80% S).
Чтобы повысить содержание меди в штейне, его подвергают сократительной плавке. Плавку осуществляют в таких же шахтных печах. Штейн загружают кусками размером 30-100 мм вместе с кварцевым флюсом, известняком и коксом. Расход кокса составляет 7-8% от массы шихты. В результате получают обогащенный медью штейн (25-40% Cu) и шлак (0,4-0,8% Cu).
Температура плавления переплавки концентратов, как уже упоминалось, применяют отражательные и электрические печи. Иногда обжиговые печи располагают непосредственно над площадкой отражательных печей с тем, чтобы не охлаждать обожженные концентраты и использовать их тепло.
По мере нагревания шихты впечи протекают следующие реакции восстановления окиси меди и высших оксидов железа:
6CuO + FeS = 3Cu2O+ SO2 + FeO;
FeS + 3Fe3O4+ 5SiO2 = 5(2FeO × SiO2) + SO2
В результате реакции образующейся закиси меди Cu2Oс FeS получается Cu2S:
Cu2O + FeS = Cu2S+ FeO
Сульфиды меди и железа, сплавляясь между собой, образуют первичный штейн, а расплавленные силикаты железа, стекая по поверхности откосов, растворяют другие оксиды и образуют шлак. Благородные металлы (золото и серебро) плохо растворяются в шлаке и практически почти полностью переходят в штейн. Штейн отражательной плавки на 80-90% (по массе) состоит из сульфидов меди и железа. Штейн содержит, %:15-55 меди; 15-50 железа; 20-30 серы; 0,5-1,5 SiO2; 0,5-3,0 Al2O3; 0.5-2.0(CaO + MgO); около 2% Zn и небольшое количество золота и серебра. Шлак состоит в основном из SiO2, FeO, CaO, Al2O3 и содержит 0,1-0,5 % меди. Извлечение меди и благородных металлов в штейн достигает 96-99 %.

Конвертирование медного штейна

Изобрел конвертер для получения меди русский инженер Г. С. Семенников в 1866 г. Он предложил применить конвертер типа бессемеровского для продувки штейна. Продувка штейна снизу воздухом обеспечила получение лишь полусернистой меди (около 79% меди) – так называемого белого штейна. Дальнейшая продувка приводила к затвердеванию меди. В 1880 г. русский инженер предложил конвертер для продувки штейна с боковым дутьем, что и позволило получить черновую медь в конвертерах.
Конвертер делают длиной 6-10 метров, с наружным диаметром 3-4 метра. Производительность за одну операцию составляет 80-100 т. Футеруют конвертер магнезитовым кирпичом. Заливку расплавленного штейна и слив продуктов осуществляют через горловину конвертера, расположенной в средней части его корпуса. Через ту же горловину удаляют газы. Фурмы для вдувания воздуха расположены по образующей поверхности конвертера. Число фурм обычно составляет 46-52, а диаметр фурмы – 50мм. Расход воздуха достигает 800 м2/мин. В конвертер заливают штейн и подают кварцевый флюс, содержащий 70-80% SiO2, и обычно некоторое количество золота. Его подают во время плавки, пользуясь пневматической загрузкой через круглое отверстие в торцевой стенке конвертеров, или же загружают через горловину конвертера.
Процесс конвертирования ведется в циклическом режиме при температуре 1250-1350 °С и состоит из двух периодов. В первом периоде удаляют железо и связанную с ним серу. Первый период (окисление сульфида железа с получением белого штейна) длится от 6 до 24 часов в зависимости от содержания меди в штейне. Загрузку кварцевого флюса начинают с начала продувки. По мере накопления шлака его частично удаляют и заливают в конвертер новую порцию исходного штейна, поддерживая определенный уровень штейна в конвертере.
В первом периоде протекают следующие реакции окисления сульфидов:
2FeS + 3O2 =2FeO + 2SO2 + 930360 Дж
2Cu2S + 3O2= 2Cu2O + 2SO2 + 765600 Дж
Пока существует FeS, закись меди не устойчива и превращается в сульфид:
Cu2O + FeS = Cu2S+ FeO
Закись железа шлакуется добавляемым в конвертер кварцевым флюсом:
2FeO + SiO2 =(FeO) × SiO2
При недостатке SiO2 закись железа окисляется домагнетита:
6FeO + O2 = 2Fe3O4, который переходит в шлак.
Температура заливаемого штейна в результате протекания этих экзотермических реакций повышается с1100–1200 до 1250-1350 0С. Более высокая температура нежелательна, и поэтому при продувке бедных штейнов, содержащих много FeS, добавляют охладители – твердый штейн, сплески меди, корки из ковшей, медные концентраты.
В результате, в конвертере остается, главным образом, так называемый белый штейн, состоящий из сульфидов меди, а шлак сливается в процессе плавки. Он состоит в основном из различных оксидов железа (магнетита, закиси железа) и кремнезема, а также небольших количеств глинозема, окиси кальция и окиси магния. При этом, как следует из вышесказанного, содержание магнетита в шлаке определяется содержанием кремнезема. В шлаке остается 1,8-3,0% меди. Для ее извлечения шлак в жидком виде направляют в отражательную печь или в горн шахтной печи.
Во втором периоде, называемом реакционным, продолжительность которого составляет 2-3 часа, из белого штейна образуется черновая медь. В этот период окисляется сульфид меди и по обменной реакции выделяется медь:
2Cu2S + 3O2= 2Cu2O + 2SO2
Cu2S + 2Cu2O= 6Cu + O2
Таким образом, в результате продувки получают черновую медь, содержащая 98,4-99,4% — меди, 0,01-0,04% железа, 0,02-0,1% серы, и небольшое количество никеля, олова, мышьяка, серебра, золота и конвертерный шлак, содержащий 22-30% SiO2, 47-70% FeO, около 3% Al2O3 и 1.5-2.5% меди.

Читайте также:
Виды фрез по металлу и их назначения

Рафинирование меди

Рафинирование меди для получения меди необходимо чистоты черновую медь подвергают огневому и электролитическому рафинированию, и при этом, помимо удаления вредных примесей, можно извлечь также благородные металлы. Огневое рафинирование черновой меди проводят в печах, напоминающие отражательные печи, используемые для выплавки штейна из медных концентратов. Электролиз ведут в ваннах, футурованных внутри свинцом или винипластом.

Огневое рафинирование меди

Основные операции огневого рафинирования меди:

  • загрузка в печь твердой меди и ее расплавление или заливка жидкой меди
  • окисление меди и примесей продувкой меди воздухом и удаление из печи шлака
  • восстановление оксида меди (Cu2O), растворенного в меди, и удаление растворенных в меди газов
  • выпуск меди из печи и разливка в анодные слитки

В период удаления примесей из меди в газовой фазе поддерживают окислительную атмосферу, продувая расплав воздухом через железные трубки, погруженные в него одним концом. Медь при этом окисляется, а Cu2O растворяется в меди (до определенного предела). Сера удаляется из меди по реакции (48), а примеси по реакции Мепр + Cu2O Û MenpO + 2Cu.

Примеси, присутствующие в меди, можно разделить на три группы: хорошо удаляемые (S, Zn, Fe, Pb, Sn ) – степень удаления 70-99 %; частично удаляемые (Ni, As, Sb, Se, Te, Bi) – степень удаления 5-70 %; совсем неудаляемые (Au, Ag). В меди остается в сумме 0,2-0,5 % примесей.

После удаления примесей и снятия шлака проводят восстановление Сu2O, оставшегося в меди (раскисление меди), и удаление растворенных в меди газов – дразнение на ковкость и дразнение на плотность, проходящие в обратной последовательности. При дразнении медь перемешивают восстановительными газами, получаемыми за счет погруженных в медь одним концом жердей или бревен, продувки меди природным газом или мазутом в смеси с паром. Во всех случаях основными восстановителями Cu2O являются СО и Н2:

Процесс ведут до остаточного содержания кислорода в меди 0,05-0,2 %. Шлаки рафинировочных печей содержат 35-70 % меди (выход их 1,2-4 %). Их обычно используют в качестве холодных присадок при конвертировании штейнов.

Электролитическое рафинирование меди

Электролитическое рафинирование меди позволяет получить практически чистый продукт. Аноды для электролитического рафинирования меди представляют собой пластины шириной 700-900 мм, длиной 700-1000 мм, толщиной 30-50 мм и массой 160-350 кг. Аноды имеют ушки, которыми они опираются на борта ванны или шины, по которым подводится электрический ток. Катодами в товарных ваннах служат листы из чистой меди толщиной 0,4-0,8 мм. Катодные основы получают в матричных ваннах, в которых катодами служат листы из чистой полированной меди, нержавеющей стали или титана. Электролитная ванна – это прямоугольной формы ящик, корпус которого в настоящее время делают из железобетона. Изнутри он имеет футеровку из кислотоупорного материала (свинец, винипласт и др.). Электролит – водный раствор сульфата меди (35-50 г/л меди) и серной кислоты (125-230 г/л H2SO4). Катоды и аноды завешивают в ванны параллельно друг другу через один на расстоянии 90-120 мм между центрами одноименных электродов. Число пар электродов в ванне 24-49 (анодов на один меньше). Аноды подключают к положительному, а катоды к отрицательному полюсу источника постоянного тока. Электролизные ванны соединяют последовательно, объединяя в блоки и серии.

Для производства медной проволоки используют чистую рафинированную медь из которой вначале делают катанку диаметром 8 и более мм которую, затем протягивают через фильеры, получая в резудьтате одной или нескольких протяжек проволоку разных диаметров.

Производство меди: как делают

Чтобы разобраться как делают медь, нужно ознакомиться с тем, как ее находят, разрабатывают и изготавливают из руды. Этот цветной металл высоко цениться за свои свойства, антикоррозийную стойкость и высокую электропроводность, поэтому широко используется. Во приемных пунктах лома, это один из самых дорогих цветных металлов, скупаемых у населения. Если у вас есть лом данного металла, то вы можете сдать медь в Москве по выгодной цене за 1 кг в компании ВторБаза, где предлагается лучшая стоимость за медный лом. Приемки работают в разных районах Москвы и Московской области, поэтому транспортировка не будет проблематичной, если выбрать ближайший приемный пункт. При сдаче меди оптом, можно заказать вывоз металлолома на транспорте компании – по всем вопросам и для консультации о условиях сотрудничества, можно обращаться по контактному телефону, который доступен круглосуточно.

Читайте также:
Винтовой пресс для отжима сока своими руками

Методы производства меди

Добыча меди в природе осуществляется при помощи разработки залежей и добычи самородков. Этот металл встречается в виде сернистых, углекислых, сульфидных руд, а также оксидов и гидрокарбонатов. Больше всего в мире добывается медного колчедана и медного блеска – в этих самородках обычно содержание меди не превышает 2%, но обычно в рудах содержится до 1% чистого металла. Добытые самородки перерабатываются на предприятиях, где из них получают медь, посредством одного из трех методов обработки: пирометаллургического, гидрометаллургического, электролиза.

Пирометаллургический метод производства

Добытая руда не подходит для последующей переплавки в металл, в ней содержание меди ниже 6%, поэтому ее обогащают, предварительно раздробив и размолов на мелкие частицы. Зерновая фракция в 0.06-0.6 подвергается флотационному обогащению, после чего состав можно перерабатывать в металл.

Пирометаллургический способ производства наиболее распространен и эффективнее других. Основа процесса – плавка. Для того чтобы изготовить медь, используется руда, которую в свою очередь поэтапно перерабатывают в металл. Делается это следующим образом:

  • Медную руду обогащают используя флотацию, получив таким образом медный концентрат, который обжигают в многоподовых печах для удаления серы. Богатую руду не обогащают, а сразу отправляют на переплавку в шахтные печи.
  • Полученный обожженный концентрат переплавляется в медный штейн в электропечах или отражательных печах при температуре 1400 градусов Цельсия. На выходе в нем содержится 15-55% меди;
  • В шахтных печах обжигается штейн, куда его загружают с известняком, кварцевым флюсом и коксом, для обогащения и отделения от шлака, который всплывает и его отделяют.
  • Конвертирование медного штейна – его продувают воздухом при температуре 1200-1400 градусов по Цельсию. На выходе получается черновая медь (98.4-99.5%).
  • Черновую медь рафинируют используя электролитическую обработку, в итоге на выходе получается катод с содержанием меди в 99.99%.

Чистый сплав позволяет получить не только электролитическая очистка, но и экзотермический метод с использованием водорода и оксидов меди. Полученный в итоге катод используют как будущее сырье, переплавляют в слитки, проволоку, чурки, чушки, арматуру, листовые куски. Процесс изготовление заготовок из меди производится на агрегатах непрерывной или полунепрерывной разливки металла.

Пирометаллургический технологический процесс с применением электролитической обработки позволяет отделить сопутствующие металлы, которые содержит медная руда. К таковым относятся серебро, селен, золото.

Гидрометаллургический метод производства

Этот способ подходит для работы с бедными медными рудами, которые подвергаются выщелачиванию. Руду измельчают и отправляет в бетонные чаны, где при помощи серной кислоты, гидроксида аммония или другого растворителя, руду выщелачивают. Окисленный продукт растворяется без проблем, при работе с сернистым применяют сернокислое железо.

Выщелачивание медной руды позволяет извлечь медь полностью. В полученный раствор опускаются железные изделия, что позволяет выделиться меди в виде порошка. Такой металл содержит до 70% меди и называется цементационной медью. Если раствор перенасыщен сернокислыми солями меди, для извлечения металла используют электролиз с анодами нерастворимого постоянного типа.

Особенности электролиза

Обычно электролиз используется как последний этап выделения меди при пирометаллургическом или гидрометаллургическом методе переработки руды. Операция позволяет очистить медь до максимального уровня – при правильном проведении всех процессов, можно довести значение до 100%.

Чтобы провести электролиз используется специальное оборудование: ванны с раствором сульфата меди и свободной серной кислотой. Для получения чистой меди, используются катоды, на которых она оседает, а вот на дно ванны оседает шлам – из него можно извлечь другие металлы, в том числе более ценные. В роли катода используют медные пластины, которые опускают в раствор. К катоду подают невысокое напряжение в 0.4В – это позволяет создать разность потенциалов, которая в свою очередь вынуждает ионы меди перейти с анода на катод, в виде осадка. Периодически необходимо обновлять электролит, так как в нем образовывается химический раствор металлов, который замедляет и снижает качество электролиза. Одновременно с этим, регулярно извлекается и шлам, в котором остаются все примеси и другие металлы. Технология электролиза позволяет полностью растворить анод за 30 суток, при этом выгрузку необходимо производить каждые 6-12 дней. Недостаток электролиза – большие затраты электроэнергии, из-за чего повышается цена металла полученного в результате очистки.

Видео о технологиях производства меди



Важные свойства меди

Медь – цветной металл, золотисто-розового цвета, пластичного типа. При взаимодействии с воздухом, поверхность металла покрывается быстро оксидной плёнкой, что придает сплаву желто-красный оттенок. Металлы в природе имеют серый или серебристый оттенок, а вот медь входит в четверку природных металлов, которые обладают отличительную цветовую окраску (другие – осмий, цезий, золото). Золотисто-розовый цветовой оттенок объясняется наличием электронных переходов между заполненной третьей и полупустой четвёртой атомными орбиталями: энергетическая разница между ними соответствует стандартной длине волны оранжевого света. Такой же механизм отвечает за характерный цвет другого ценного металла – золота.

Из достоинств меди следует выделить такие свойства как высокая электропроводность и теплопроводность, уступая по первому показателю только серебру. Температура плавления 1084 градуса по Цельсию, а кипения 2562 градусов. Плотность меди в три раза выше чем у алюминия – 8.92 г/см2.

Человек использует не только медь, но и сплавы с ее содержанием: латунь (цинк), бронза (олово), мельхиор (никель) и другие. Все эти металлы, как и медь, способны выносить коррозию и выдерживать химическое воздействие. Использование меди в мире распространенно широко с древних времен – это один из первых открытых человеком металлов. Интересно что этот металл является натуральным антибактериальным средством, что позволяет использовать сплав в биомедицине.

Ценность меди на рынке высока – стоимость на лом этого сплава выше чем других, поэтому на сдаче данного цветного металла можно отлично заработать. Медь и сплавы из нее, достаточно распространены, поэтому найти их не сложно, как и собрать в общую массу. Сдать цветмет можно в приемные пункты «ВторБаза», где предлагается лучшая цена на медь в столичном регионе.

Рейтинг
( Пока оценок нет )
Понравилась статья? Поделиться с друзьями:
gmnu-nazarovo.ru
Добавить комментарий

;-) :| :x :twisted: :smile: :shock: :sad: :roll: :razz: :oops: :o :mrgreen: :lol: :idea: :grin: :evil: :cry: :cool: :arrow: :???: :?: :!: