Способ переработки сульфидных медно-никелевых руд, содержащих платиновые металлы и железо

 

Изобретение относится к цветной металлургии и может быть эффективно использовано при переработке бедных сульфидных медно-никелевых руд, а также химического анализа благородных металлов. Сущность изобретения заключается в том, что флотационное обогащение измельченной руды ведут до обеспечения содержания в рудном концентрате сульфидов цветных металлов и железа 19 - 20 мас.% и металлов платиновой группы 55 - 60 г/т, а в качестве флюса, входящего наряду с рудным концентратом в состав шихты, используют карбонатит в количестве 30 - 32% от массы шихты. Плавку шихты на штейн ведут при 1300 - 1350^oС в инертной атмосфере аргона или слабовосстановительной атмосфере азота с удержанием железа в штейне и последующим переводом его в раствор при выщелачивании штейна. Отделенный от штейна шлаковый расплав гранулируют, измельчают до удельной поверхности 2500 - 3000 см²/г и используют в качестве вяжущего портландцемента. Достигаемый технический результат заключается в снижении потерь цветных и благородных металлов и железа в шлаках, уменьшении расхода флотореагентов и исключении загрязнения уходящих газов диоксидом серы. 1 з. п. ф-лы, 2 табл.

Изобретение относится к металлургии и может быть наиболее эффективно использовать при переработке бедных сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы (МПГ) и железо, а также для химического анализа благородных металлов методом пробирного концентрирования.

Известен способ переработки сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы группы платины и железо [1] по которому исходную руду дробят, измельчают в шаровых мельницах, подвергают флотационному обогащению в комбинации с гравитационной или магнитной сепарацией с получением коллективного медно-никелевого или медного и никелевого концентратов. Полученный концентрат агломерируют. Коллективный концентрат содержит, мас. Ni 3,5-4,0; Cu 2,0-2,3; Fe до 15; S 8,5-10,0. Суммарное содержание платиновых металлов составляет 110-150 г/т концентрата. Никелевый концентрат после агломерации плавят в электротермических, реже отражательных печах с получением штейна и шлака. Штейн, концентрирующий основную массу платиновых металлов, подвергают конвертированию с получением шлаков, которые направляют на обеднительную плавку, и файнштейна. После медленного охлаждения файнштейн дробят, измельчают и направляют на флотационное разделение с получением медного и никелевого концентратов. Никелевый концентрат обжигают в печах кипящего слоя с получением закиси никеля, которую подвергают восстановительной плавке на аноды в дуговых электропечах. Затем аноды электрорафинируют, а осевший на них шлам, включающий основную массу платиноидов, обогащают с получением концентратов, содержащих до 60% платиновых металлов, которые направляют на аффинаж. Медный концентрат после обжига подвергают плавке в отражательной печи и конвертируют. Полученную черновую медь рафинируют огневым способом с формированием анодов, которые направляют на электрорафинирование. Шламы от электрорафинирования меди перерабатывают так же, как и шламы от электрорафинирования никеля.

Недостатком этого способа являются значительные потери цветных и благородных металлов, что делает его малоэффективным при переработке бедных руд. В частности, на стадии обогащения потери с отвальными хвостами составляют 15-18% на стадии электроплавки до 5% хотя при дополнительной переработке шлаков величину потерь удается снизить. В процессе конвертирования со шлаками теряется до 0,5 мас. Pt, 0,5 мас. Pd, 1 мас. Rh, 5 мас. Ru, 10 мас. Os. Кроме того, значительная (более 50%) часть Os и Ru может теряться в виде летучих оксидов. К недостаткам указанного способа следует отнести и то, что большая часть сульфидной серы при пирометаллургической переработке окисляется до диоксида, часть которого, несмотря на очистку, попадает в атмосферу, загрязняя ее.

Известен способ переработки сульфидных медно-никелевых руд, содержащих платиновые металлы и железо [2] согласно которому исходную руду, содержащую 0,05-0,2 мас. Cu, 0,1-0,25 мас. Ni и 4,25-28,35 г металлов платиновой группы на 1 т руды, измельчают и подвергают флотационному обогащению с получением концентрата (выход 1-5% от исходной руды) и силикатных хвостов. Из рудного концентрата и флюса, включающего известняк и гематит, приготавливают шихту, которую плавят в электропечи в окислительной среде при 1300-1350^оС с получением шлакового расплава и штейна, содержащего цветные и платиновые металлы. Шлаковый расплав отделяют от штейна, последний гранулируют, измельчают до крупности менее 210 мкм и подвергают автоклавному сернокислотному выщелачиванию в атмосфере кислорода при расходе кислоты 0,8-2,0 г/г штейна, давлении кислорода 2,7-10,5 атм и температуре 100-140^оС с получением твердого остатка платиновых металлов и раствора, содержащего цветные металлы, железо и сульфат-ион. После фильтрации твердый остаток подвергают сульфидирующему обжигу и дополнительному выщелачиванию серной кислотой с целью доизвлечения цветных металлов и железа. Из полученного отфильтрованного раствора в результате обработки его солью натрия извлекают железо в виде ярозита, а медь и никель в виде сульфидов, гидроксидов или оксидов. Платиновые металлы концентрируются в результирующем твердом остатке.

Несмотря на то, что по известному способу извлекается около 80% платины и палладия при содержании этих металлов в руде 4-28 г/т, потери благородных металлов остаются значительными и достигают 20% Потери цветных металлов также высоки, причем около 3/4 потерь имеют место на стадии обогащения. Поскольку процесс плавки шихты ведется в окислительной среде, в отходящих газах содержится диоксид серы, несмотря на применение улавливающих средств. Кроме того образующиеся шлаки требуют дополнительной обработки для их утилизации, например при производстве вяжущих веществ, из-за высокого содержания в них железа вследствие перехода в силикаты некоторой части сульфидного железа и привнесения его с гематитом флюсов.

Цель изобретения эффективная переработка бедных (1-3% сульфидов) сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы и железо, за счет увеличения степени извлечения полезных компонентов, обеспечения прямой утилизации шлаков без их дополнительной переработки и повышения экологической безопасности, снижение потерь цветных и благородных металлов и железа в шлаках, уменьшение расхода флотореагентов и исключение загрязнения уходящих газов диоксидом серы.

Цель достигается тем, что в способе, включающем измельчение руды, ее флотационное обогащение, приготовление шихты из рудного концентрата и флюса, плавку шихты при 1300- 1350^оС с получением шлакового расплава и штейна, содержащего цветные и платиновые металлы, отделение шлакового расплава и автоклавное окислительное выщелачивание штейна с получением твердого остатка платиновых металлов и раствора, содержащего цветные металлы и сульфат-ион, флотационное обогащение ведут до обеспечения содержания в концентрате сульфидов цветных металлов и железа 19-20 мас. и металлов платиновой группы 55-60 г/т, в качестве флюса используют карбонатит в количестве 30-32% от массы шихты, а плавку ведут в инертной или слабовосстановительной атмосфере с удержанием железа в штейне и последующим его переводом в раствор при выщелачивании штейна.

Цель достигается тем, что после отделения шлаковый расплав гранулируют и измельчают до удельной поверхности 2500-3000 см²/г.

Флотационное обогащение руды до обеспечения содержания в нем сульфидов цветных металлов и железа 19-20% и металлов платиновой группы 55-60 г/т концентрата позволяет осуществить эту операцию без перечистной флотации в одну стадию, сводя к минимуму расход реагентов и потери полезных компонентов. Обогащение до содержания в концентрате более 20% сульфидов и более 60 г/т платиноидов вызовет необходимость в проведении перечистных операций, в процессе которых значительная часть богатых сростков минералов с пирротином теряется с отвальными хвостами. При обогащении до содержания в концентрате сульфидов менее 19% и платиноидов менее 55 г/т в состав концентрата извлекаются бедные сростки, что существенно снижает его качество, но мало влияет на потери с отвальными хвостами. Ведение флотационного обогащения до обеспечения указанного качества концентрата позволяет снизить расход токсичных флотореагентов и повысить экологическую безопасность способа.

Использование в качестве флюса крабонатита обусловлено тем, что кальцийсодержащие силикатные расплавы, равновесные с сульфидными, содержат меньшее количество растворенных цветных металлов, что позволяет снизить их потери со шлаками. Предлагаемое соотношение концентрата и флюса (30-32% карбонатита от массы шихты) позволяет вести плавку шихты при 1300-1350^оС и уменьшить вязкость шлакового расплава, что способствует хорошему отделению сульфидной фазы от силикатной. Кроме того силикатная фаза шлакового расплава с пониженным содержанием железа, измельченная до удельной поверхности 2500-3000 см²/г, может служить базой для производства вяжущих веществ, используемых в строительной промышленности.

Ведение плавки шихты при 1300-1350^оС в инертной атмосфере (например, аргона) или слабовосстановительной атмосфере (например, азота) препятствует окислению серы до диоксида и переходу железа в шлак. Переход железа в шлак приводит к увеличению выхода последнего и резкому снижению выхода штейна, что затрудняет его отделение и значительно увеличивает потери ценных компонентов. С другой стороны, ведение плавки в инертной или слабо восстановительной атмосфере не допускает восстановления цветных металлов и железа, что облегчает получение концентратов МПГ на стадии автоклавного выщелачивания.

Гранулирование шлакового расплава позволяет, с одной стороны, утилизировать тепло расплава, а с другой снизить содержание в шлаке кристаллической фазы, что облегчает последующее его измельчение. Измельчение гранулированного шлака до удельной поверхности 2500-3000 см²/г обеспечивает его эффективное использование в составе комплексных вяжущих или производстве строительных материалов.

П р и м е р 1. Осуществляют переработку 10 кг руды, содержащей, мас. Cu 0,252; Ni 0,159; Co 0,006; Fe 4,95; S 0,53 и 5,2 г/т платиноидов, которую дробят, измельчают на стандартном оборудовании до флотационной крупности и обогащают с использованием в качестве реагента-собирателя бутилового ксантогената калия, в качестве пенообразователя натриево-бутилового аэрофлота и в качестве активатора медного купороса. В результате получено 0,9 кг чернового концентрата с содержанием сульфидов 19,2 мас. (1,4 мас. Ni, 2,79 мас. Cu, 0,03 мас. Со, 9,28 мас. Fe, 5,7 мас. S) и платиноидов 57,5 г/т. Рудный концентрат смешивают с 0,405 кг (31 мас.) карбонатита. Полученную шихту плавят в плавильной печи в токе аргона при 1350^оС. Шлаковый расплав отделяют от штейна, измеряют его вязкость, которая составила 15,5 пуаз, и закаляют литьем в воду. Содержание сульфидных включений в шлаке менее 0,1% Содержание никеля в шлаке составило 0,17 мас. меди 0,15 мас. серы 0,0 мас. Потери цветных металлов по отношению к их содержанию в концентрате составили, мас. никель 10,4; медь 4,5; сера менее 1; металлы платиновой группы менее 1. Общие потери на обогатительном и пирометаллургическом переделах от содержания в руде составили, мас. никель 29,0; медь 4,9; сульфиды 3,2; металлы платиновой группы 4,2. Отделенный от шлакового расплава штейн направляют на автоклавное окислительное выщелачивание с получением твердого остатка платиновых металлов и раствора, содержащего цветные металлы, сульфат-ион и железо. Твердый остаток и раствор подвергают химическому анализу для определения в них указанных компонентов. Гранулированный шлак разделяют пополам, одну часть измельчают до удельной поверхности 3000 см²/г, вторую до удельной поверхности 2500 см²/г и проверяют их на активность по методике, установленной ГОСТ 25094-82, после чего подвергают испытаниям в бетонах марки 300 в качестве комплексных вяжущих. В этих бетонах последовательно заменяют 3, 7, 15, 30 или 50 портландцемента на полученный измельченный шлак. Испытания бетонов проводятся в возрасте 7 и 28 сут при твердении в нормальных условиях. Результаты сопоставляются с эталонным бетоном, приготовленным на портландцементе марки 400 Пикалевского цементного завода.

П р и м е р 2. Процесс ведут аналогично примеру 1 при другом составе рудного концентрата, содержании карбонатита в шихте и составе атмосферы, при которой ведется плавка. Примеры 3-4 характеризуют процесс при запредельных значениях содержания карбонитата в шихте. Пример 5 характеризует плавку богатого концентрата на воздухе, а пример 6 иллюстрирует способ-прототип. Условия и результаты опытов по переработке сульфидных медно-никелевых руд, содержащих металлы платиновой группы и железо, приведены в табл.1. Результаты использования шлаков, полученных по примерам 1, 3, 4 в качестве компонентов комплексных вяжущих в бетонах, приведены в табл.2.

Анализ табл.1 и 2 показывает, что предлагаемый способ переработки сульфидных медно-никелевых руд, в том числе бедных по содержанию сульфидов, позволяет снизить потери цветных металлов и металлов платиновой группы в шлаках, исключить загрязнение окружающей среды выбросами диоксида серы, а также обеспечить эффективное использование образующихся шлаков в производстве строительных материалов.

Формула изобретения

1. СПОСОБ ПЕРЕРАБОТКИ СУЛЬФИДНЫХ МЕДНО-НИКЕЛЕВЫХ РУД, СОДЕРЖАЩИХ ПЛАТИНОВЫЕ МЕТАЛЛЫ И ЖЕЛЕЗО, включающий измельчение руды, ее флотационное обогащение, приготовление шихты из полученного рудного концентрата и флюса, плавку щихты при 1300 - 1350^oС с получением шлакового расплава и штейна, содержащего цветные и платиновые металлы, отделение шлакового расплава и автоклавное окислительное выщелачивание штейна с получением твердого остатка платиновых металлов и раствора, содержащего цветные металлы и сульфат-ион, отличающийся тем, что флотационное обогащение руды ведут до обеспечения содержания в концентрате сульфидов цветных металлов и железа 19 - 20 мас.% и металлов платиновой группы 55 - 60 г/т, в качестве флюса используют карбонатит в количестве 30 - 32% от массы шихты, а плавку шихты ведут в инертной или слабовосстановительной атмосфере с концентрированием железа в штейне и последующим его переводом в раствор при выщелачивании штейна.

2. Способ по п.1, отличающийся тем, что после отделения шлаковый расплав гранулируют и измельчают до удельной поверхности 2500 - 3000 см²/г.

РИСУНКИ

Рисунок 1, Рисунок 2