Некоторые технологические аспекты в цветной металлургии

При этих значениях параметров степень десульфуризации будет наибольшей и составит У_опт = 87,90 %. ( наоборот, при С_О2 = 100 и ТНК_О2 = 5 , т.е. в чисто кислородной среде с избытком кислорода над ТНК в 5 раз, десульфуризация меньше и равна У = 59,3 %).

Аналогичные результаты, как и следовало ожидать, получены нами при изучении влияния параметров воздушно – кислородной смеси на степень перехода молибдена из огарка ППМ в водно – аммиачный раствор. Именно при обжиге в воздухе (концентрация кислорода С_О2 = 20 %) и при превышении количества кислорода над необходимым над ТНК для окисления МоS₂ в пять раз получены наилучшие результаты. Степень необходимого окисления дисульфида молибдена преимущественно в МоО₃ (хорошо растворим в водном растворе аммиака; МоО₂, например, практически нерастворим, [2]) достигла при этом 89,4 %.

Задачей окислительного обжига молибденитовых концентратов является не только десульфуризация и перевод MoS₂ в МоО₃, но и достижение максимально возможной степени возгонки рения в газовую фазу печи.

Нами в результате выполнения эксперимента по плану выявлено, что для возгонки рения оптимальной температурой является 575⁰С. При превышении этой температуры, как и при более низких температурах, степень возгонки рения существенно падает. Рост степени возгонки рения при подъёме температуры до 575 ⁰С можно объяснить образованием вторичного семи оксида рения (за счёт окисления кислородом сформированных при 210 – 280 ⁰С первичных ReO₃ и ReO₂) и разложением при 400 и 460 ⁰С сформированных при более низких температурах перренатов железа и меди.

При превышении 575 ⁰С в гранулах начинают преобладать процессы спекания, что способствует протеканию вновь реакций взаимодействия соединений рения (ReS₂ и Re₂O₇) c МоО₃ и МоS₂ и образованию вторичных мало летучих оксидов ReO₂ и ReO₃ [3]. Не исключена также возможность образования перрената алюминия, связывающего часть рения в огарке.

Список источников, использованных в п.1.7

1. Малышев В.П. Математическое планирование металлургического и химического эксперимента // Изд-во «Наука» / Алма-Ата: 1973, С. 37.

2. Зеликман А.Н. Молибден // Изд-во «Металлургия» / М.: 1970. С. 440.

3. Лебедев К.Б. Рений // Изд. 2-е, перераб. и доп., «Металлургиздат»/М.:1963.С.206.

1.8 Окислительный обжиг арсенопиритного концентрата.

Что получим, добавив в медную шихту отражательной печи (ОП) арсенопиритный золотосодержащий концентрат? С очевидной целью – перевести золото концентрата в штейн, затем в черновую медь и, окончательно, сконцентрировать это золото в анодном шламе.

Рассмотрим поведение мышьяка при переработке в ОП шихты, если добавить в неё арсенопиритный концентрат.

Мышьяк арсенопирита в условиях обжига при плавлении шихты вначале окисляется до летучего три оксида по известной суммарной реакции [1] :

2 FeAsS + 5 O₂ = Fe₂ O₃ + As₂ O₃ + 2 SO₂ .

Часть три оксида мышьяка при повышенной температуре и избытке кислорода переводится в нелетучий пента оксид мышьяка:

As₂ O₃ + O₂ = As₂ O₅.

Пента оксид мышьяка образует с окислами металлов, уже имеющимися в шихте, при (450 – 650) ⁰С соли мышьяковой кислоты – арсенаты:

3 CuO + As₂ O₅ = Cu₃ (As O₄ )₂,

3 FeO + As₂ O₅ = Fe₃ (As O₄ )₂.

Арсенаты – стойкие соединения, разлагающееся только при высокой температуре [2].

С ростом температуры пента оксид мышьяка разлагается с образованием летучего три оксида As₂ O₃ .

При (900 – 950) ⁰С в шихте как сульфид свинца PbS медных концентратов, так и сульфат PbSO₄ , например, промпродуктов цинкового производства, добавляемых в медную шихту, в процессе реакций окисления и разложения преобразуются в жидкий оксид свинца PbO, который вступает во взаимодействие с арсенатами меди и железа:

Cu₃ (As O₄ )₂ + PbO_ж = Pb₃ (As O₄ )₂ + 3 CuО,

Fe₃ (As O₄ )₂ + PbO_ж = Pb₃ (As O₄ )₂ + 3 Fe О.

Таким образом, мышьяк в условиях окислительных процессов подготовки шихты к плавке в отражательной печи, является коллектором свинца.

При формировании в отражательной печи штейно-шлаковой фазы арсенаты свинца и непрореагировавшие арсенаты меди и железа частично растворяются в шлаке, частично – в штейне. При этом в штейне арсенаты восстанавливаются по реакции, аналогичной реакции в [3], например:

Pb₃ (As O₄ )₂ + 4Cu₂ S = 3Pb + 8Cu + 2As + 4SO₂ .

При выпуске штейна, следовательно, в атмосферу цеха должны выделяться (по причине высокого давления) пары свинца и мышьяка. В черновой меди и затем анодном шламе повысится содержание свинца и мышьяка (в сравнении с плавлением шихты без арсенопиритного концентрата).

При выпуске шлака в атмосферу цеха будут выделяться летучие оксиды свинца и мышьяка от термического разложения арсенида свинца:

Pb₃ (As O₄ )₂ = 3РbO + As₂ O₃ + О₂.

(При 1200 ⁰С давление пара РbO составляет 13 атм. [4]). В отвальных шлаках

при плавлении шихты с добавкой арсенопиритного концентрата должно быть повышенное содержание свинца и мышьяка.

Степень выделения мышьяка и свинца в атмосферу цеха и прирост массовых долей As и Pb в продуктах плавки, очевидно, будут повышаться при росте содержания арсенопирита и соединений свинца в шихте ОП.

Таким образом, добавка в медную шихту ОП арсенопиритного концентрата приведёт к резкому ухудшению санитарной обстановки в цехе, как, впрочем и вокруг завода (газовые выбросы в атмосферу). Кроме этого, ухудшится качество получаемой продукции.

Список источников, использованных в п. 1.8

1. Рцхиладзе В.Г. Мышьяк // Металлургия / М.: 1969. Стр. 37.

2. Лоскутов Ф.М. Металлургия свинца // Металлургия /М.: 1965. Стр. 101.

3. Металлургия меди. / Худяков И.Ф., Тихонов А.И. и др. Т.1.// Металлургия. – М.:

1977.Стр.165.

4. Физико-химические свойства окислов. / Справочник под. ред. Самсонова Г.В.//

Металлургия / М.: 1978. Стр. 167.

1.9 Окислительный обжиг больших количеств отработанной фотоплёнки

Одним из наиболее распространённых способов извлечения серебра из отходов фотоплёнки, в том числе использованной, является огневой способ. В промышленных установках, кроме непосредственно печи для сжигания плёнки и приёмника золы, должно быть пыле очистное устройство.

Это чаще всего жидкостный скруббер, снабжённый циркуляционным насосом, отстойником и форсунками для распыления жидкости. Используют раствор соды, что позволяет нейтрализовать кислые продукты огневой переработки. Ниже, рисунок 1.37, приведена схема цепи аппаратов установки, на которой было переработано 25 т фотоплёнки.

Продукты сжигания отходов – золу и обезвоженные кеки скруббера по партиям

отдельно взвешивали, усредняли, разравнивали в тонкий слой и опробовали.

Провели работу по уточнению методик определения содержания серебра в плёнке общеизвестными приёмами: смывом с плёнки серебросодержащего желатинового слоя горячей водой (6 час) с добавкой затем для коагуляции соды или обработкой плёнки раствором азотной кислоты (разбавленной 1 : 1).

Растворы в обоих случаях получили мутные, плохо фильтруемые и практически непригодные для определения серебра на спектрофотометре. Из-за плохой фильтруемости в дальнейшем от применения щелочных растворов для обработки плёнки отказались. Азотнокислые растворы после отделения осадка анализировали на приборе АА-200 и получили рабочую концентрацию растворов по серебру – 180 – 190 мг/л.

Осадки после сушки и взвешивания подвергали шерберной плавке (метод

пробирного анализа) и затем купеляции веркблеев. Получили серебряные

корольки. Распределение серебра после промывки плёнки в кислый раствор составило 76 – 83 %, в осадки – 24 -17 % соответственно.

Партии отработанной фотоплёнки опробовали: случайно отбирали из мешка с отходами 2 – 3 листа фотоплёнки, их ножницами измельчали до крупности 7 – 10 мм, перемешивали и отбирали две параллельные навески массой 20 – 30 г. Навески подвергали тигельной плавке в шихте, включающей, кроме измельчённой фотоплёнки, глёт, соду и буру.