Платина

|Россыпная |77.5 |

|Коренная |76.7 |

|Средний состав аффинируемой платины |78.4 |

В канадских месторождениях платина встречается в виде сперилита PtAs2,

куперита PtS и некоторых более редких минералов. Однако большая часть

платиновых металлов находится в сульфидах в виде твердого раствора.

Содержание платины в рудах достигает 1.5-2.0 г на 1 т руды.

Примерно такой же минералогический состав имеют южноафриканские руды,

кроме того здесь найдена самородная платина и ферроплатина.

Каждому типу руд и их минеральным разновидностям свойственны свои

особенности платиновой минерализации, обусловленные различной

обогащенностью платиновыми металлами, различным соотношением платины,

палладия, иридия, родия, рутения и осмия, а также различием форм нахождения

металлов.

Многообразие типов руд и различие форм нахождения платиновых металлов в

медно-никелевых рудах вызывает большие сложности с полнотой извлечения

платиновых металлов в готовые концентраты, направляемые в металлургическую

переработку.

Получение платиновых металлов из россыпей.

Россыпи платиновых металлов, образованные в результате разрушения

коренных пород, известны во многих странах, но промышленные запасы в

основном сосредоточены в Колумбии, Южной Африке, Бразилии и др.

Процесс извлечения платиновых металлов из россыпей сводится к двум

группам операций: добыче песков и их обогащению гравитационными методами.

Пески можно добывать подземными и открытыми способами; как правило,

применяют открытые горные работы, выполняемые в два этапа: вскрыша пустой

породы и добыча платинусодержащих песков. Добычу песков обычно совмещают с

их гравитационным обогащением в одном агрегате, например, драге.

Добытая горная масса из дражных черпаков поступает в промывочную бочку,

где осуществляется дезинтеграция и грохочение. Процесс дезинтеграции горной

массы в бочке происходит посредством механического разделения и размыва ее

водой при перекатывании породы внутри бочки и орошении напорной струей

воды. Порода при этом разделяется на два продукта: верхний (галька, крупные

камни, неразмытые камни глины) не содержит платины и направляется в отвал;

нижний поступает последовательно на шлюзы, отсадочные машины и

концентрационные столы. В результате обогащения получается шлиховая

платина, содержащая до 70-90 % платиновых металлов. Ее направляют на

аффинаж.

Извлечение платины при обогащении сульфидных платинусодержащих руд.

Технологические схемы извлечения платиновых металлов при обогащении

вкрапленных руд определяются формами нахождения этих металлов в данном

месторождении. Если платиновые металлы представлены самородной платиной и

ферроплатиной, то в технологическую схему обогащения входит операция по

получению гравитационного концентрата, содержащего повышенные концентрации

платиновых металлов. Если в рудах платиновые металлы, в частности платина,

находятся в виде магнитной ферроплатины, то обычно применяют магнитную

сепарацию с последующей переработкой богатого продукта либо в отдельном

цикле, либо совместно с никелевым концентратом в пирометаллургическом

процессе. Первую схему применяют, например, для обогащения

платинусодержащих руд Южной Африки.

Технологический процесс гравитационно-флотационного обогащения

южноафриканских руд включает дробление исходной руды с последующим тонким

измельчением ее в две стадии в шаровых мельницах, работающих в замкнутом

цикле с гидроциклонами.

Свободные зерна самородной платины отделяют в цикле измельчения на

шлюзах с кордероевым покрытием. Полученные концентраты подвергают

перечистке на концентрационных столах с получением гравитационного

концентрата, содержащего 30-35 % Pt, 4-6 % Pd и 0.5 % других металлов

платиновой группы.

Пульпу после выделения гравитационного концентрата сгущают и направляют

на флотацию. Конечным продуктом флотации является концентрат, содержащий:

3.5-4.0 % Ni, 2.0-2.3 % Cu, 15.0 % Fe, 8.5-10.0 % S; сумма платиновых

металлов 110-150 г/т. Этот концентрат поступает в металлургическую

переработку. Извлечение платиновых металлов в цикле обогащения достигает

82-85 %.

Бедная вкрапленная руда месторождения Садбери подвергается дроблению,

измельчению с последующей флотацией и магнитной сепарацией. В результате

получается никелевый концентрат, содержащий платиновые металлы, медный

концентрат, в состав которого входят золото и серебро, и пирротиновый

концентрат, практически не имеющий благородных металлов.

При обогащении вкрапленных руд отечественных месторождений получаются

два концентрата: медный и никелевый. Значительные потери металлов-спутников

с хвостами обогащения объясняются тем, что они ассоциированы с пирротином,

уходящим в отвал.

Поведение платины при металлургической переработке сульфидных

платинусодержащих руд и концентратов.

Основные технологические операции переработки медно-никелевых концентратов.

При обогащении сульфидных медно-никелевых руд получаются медный и

никелевый концентраты, перерабатываемые по сложной технологической схеме

(рис. 1).

Никелевый концентрат после агломерации или окатывания плавят в

электротермических (реже отражательных) печах с получением штейна и шлака.

Шлак на некоторых заводах после грануляции и измельчения подвергают

флотации для извлечения взвешенных частиц штейна, содержащих платиновые

металлы. Штейн, концентрирующий основную массу платиновых металлов,

проходит операцию конвертирования на

Руда

Отвальные хвосты

Обогащение

Медный концентрат Никелевый концентрат

Газы

Обжиг на производство Окатывание или агломерация

H2SO4

Отражательная

Газы

плавка

Пылеулавливание

Отвальный Штейн

шлак

Газы Пыль

Конвертирование Агломерат или

окатыши

Черновая

Электроплавка

медь

Штейн

Шлак

Огневое

рафинирование

Шлак Конвертирование

Флотация

Файнштейн

Хвосты

в отвал

Аноды Медный Разделение

Концентрат

концентрат

Электрорафинирование

меди Никелевый концентрат

Пыль

Электролит Катоды

Магнитная Обжиг

Газы

фракция

Пыль

Закись никеля

Шлам

Пылеулавливание

Восстановительная

плавка

Газы

Аноды

Электролит Электрорафинирование

Катодный

на очистку никеля

никель

Шлам

Обогащение

Платиновые

концентраты

на аффинаж

Рис. 1. Технологическая схема переработки сульфидных медно-никелевых руд.

обеднительную электроплавку, и файнштейна, который медленно охлаждается,

дробится, измельчается и флотируется с получением медного концентрата,

перерабатываемого в медном производстве, и никелевого, направляемого на

обжиг в печах кипящего слоя.

При охлаждении файнштейна компоненты претерпевают кристаллизацию в

следующей последовательности: первичные кристаллы сульфида меди ( двойная

эвтектика, состоящая из сульфидов меди и никеля, ( тройная эвтектика,

состоящая из сульфидов меди, никеля и медно-никелевого металлического

сплава. Металлический сплав, выход которого на различных заводах составляет

8-15 %, коллектирует до 95 % платиновых металлов, содержащихся в

файнштейне. Поэтому на некоторых заводах металлическую фазу выделяют

магнитной сепарацией и направляют на восстановительную плавку с получением

анодов.

Полученную после обжига никелевого концентрата закись подвергают

восстановительной плавке на аноды в дуговых электропечах. Аноды подвергают

электрорафинированию; выпадающий на аноде шлам концентрирует основную массу

платиновых металлов.

Платиновые металлы, находящиеся в медном концентрате, после обжига,

отражательной плавки, конвертирования и огневого рафинирования

концентрируются в медных анодах, после электрорафинирования переходят в

медный шлам. Медный и никелевый шламы обогащают с получением концентратов,

содержащих до 60 % платиновых металлов. Эти концентраты направляют на

аффинаж.

В последние годы для переработки медных и никелевых концентратов

предложены высокоинтенсивные автогенные процессы: плавка в жидкой ванне,

взвешенная плавка, кислородно-взвешенная плавка и др. Применяют также

гидрометаллургическую переработку платинусодержащих сульфидных концентратов

с использованием окислительного автоклавного выщелачивания, соляно- и

сернокислое выщелачивание, хлорирование при контролируемом потенциале и

другие процессы.

Таким образом, платиновые металлы в процессе пиро- и

гидрометаллургической переработки подвергают воздействию окислителей при

температурах до 1200-1300 °С, действию кислот при высоких окислительных

потенциалах среды, анодному растворению при значительных

электроположительных потенциалах. Поэтому необходимо рассмотреть поведение

этих металлов в различных процессах с целью создания условий для повышения

извлечения их в принятых и проектируемых технологических схемах переработки

платинусодержащих сульфидных медно-никелевых концентратов.

Физико-химические основы поведения платины при переработке сульфидного

сырья.

Пирометаллургические процессы.

При переработке сульфидных руд пирометаллургическими способами

благородные металлы частично теряются с отвальными шлаками, пылями и

газами. Для теоретической оценки возможности таких потерь и создания

условий для их уменьшения большой интерес представляет зависимость

свободных энергий образования оксидов и сульфидов благородных металлов от

температур.

Таблица 9. Свободные энергии окисления сульфидов.

| |Ур-е свободной|(GТ, Дж/моль О2 при |

|Реакция |энергии |температуре, К |

| |(GТ, Дж/моль |1173 1273 |

| | |1573 |

|PtS(тв)+2O2(г)=PtO2(тв)+SO2|-228000+87.5·Т| - -227 |

|(г) | |-214 |

|PtS(тв)+2O2(г)=PtO2(г)+SO2(|-17600-7.5·Т |-26 -27 |

|г) | |-29 |

Агломерация. В процессе агломерации концентрат подвергается окускованию

и частичной десульфурации при 1000-1100 °С, что сопровождается процессами

разложения высших сульфидов и окисления получившихся продуктов кислородом

воздуха.

Электроплавка сульфидного никель-медного концентрата осуществляется в

электропечи, куда поступает концентрат, содержащий в зависимости от

месторождения от 20 до 150 г/т платиновых металлов. В шихту вместе с

окатышами и агломератом добавляют оборотные продукты и, в зависимости от

состава исходного сырья, известняк или песчаник. Температура расплава на

границе с электродом достигает 1300-1400 °С. Пустая порода ошлаковывается;

шлак сливают, гранулируют. На некоторых предприятиях его подвергают

измельчению и флотации с целью более полного извлечения благородных

металлов. Содержание благородных металлов в шлаке в зависимости от режима

плавки и состава концентрата колеблется от 0.3 до 1.0 г/т. Штейн

концентрирует основную массу платиновых металлов. Содержание их в штейне

колеблется в пределах 100-600 г/т.

Процесс плавки протекает в основном в восстановительном режиме, поэтому

потери платиновых металлов в этом процессе определяются механическими

потерями мелких корольков штейна, взвешенных в шлаковой фазе. Эти потери

могут быть устранены флотацией шлаков с извлечением платиновых металлов в

сульфидный концентрат. При этом извлечение платины может достигать более

99.0 %.

Конвертирование. Полученный при электроплавке штейн подвергается

конвертированию. Конвертирование, цель которого состоит в возможно более

полном удалении сульфида железа из никель-медных штейнов, осуществляется

при температуре около 1200 °С. Процесс протекает в сульфидных расплавах,

где активность платиновых металлов очень невелика. Поэтому в процессе

конвертирования в шлаковую фазу в очень незначительных количествах

переходит платина (1.4 |[PtCl6]2- при (а>1.4 |

| |В. |В. |

При содержании в сплавах 0.01-1.0 % платинового металла, он замещает в

кристаллической решетке сплава атомы никеля или меди, не образуя

самостоятельных структур.

Известно, что в присутствии сульфидной, оксидной и металлической фаз

платиновые металлы концентрируются в металлической фазе. Поэтому в

никелевых и медных промышленных анодах, содержащих в качестве примесей

сульфидные и оксидные фазы, платиновые металлы равномерно распределены в

металлической фазе, образуя кристаллическую решетку замещения. Это приводит

к образованию в решетке сплава микроучастков (зон) с более положительным

равновесным потенциалом. Металлы в этих зонах не растворяются при

потенциале работающего анода и выпадают в нерастворимый осадок - шлам. В

случае повышения потенциала анода до величины, соответствующей потенциалу

ионизации платиновых металлов, начинается переход этих металлов в раствор.

Степень перехода будет увеличиваться, если в растворе платиновые металлы

образуют стойкие комплексные соединения.

Таким образом поведение платиновых металлов при электрохимическом

растворении анодов будет определяться потенциалом анода, составом раствора

и природой растворяемого сплава.

Переработка платинусодержащих шламов.

При электролитическом рафинировании меди и никеля платиновые металлы

концентрируются в анодных шламах, где их содержание в зависимости от

состава исходных руд колеблется в широких пределах, от десятых долей до

нескольких процентов.

В соответствии с основными теоретическими положениями в шламы при

растворении анодов практически без изменения переходят оксиды и сульфиды

цветных металлов. Поэтому основными фазовыми составляющими никелевого шлама

являются сульфиды меди и никеля ((-Cu2S, (-Cu2S, Ni3S2, NiS), оксиды (NiO,

CuO, Fe2O3, Fe3O4), ферриты (NiFe2O4, CuFeO2). Платиновые металлы в шламах

представлены рентгеноаморфными металлическими формами.

Непосредственная переработка бедных по содержанию благородных металлов

продуктов, в состав которых входят значительные количества цветных

металлов, железа и серы, на аффинажных предприятиях не производится.

Поэтому анодные шламы предварительно обогащают различными пиро- и

гидрометаллургическими методами с получением концентратов платиновых

металлов. Технологические схемы обогащения шламов, применяемые на различных

заводах, различаются между собой.

Существующие схемы построены на селективном растворении цветных

металлов, содержащихся в шламах. Благородные металлы при этом остаются в

нерастворенном осадке, который направляют на аффинажное производство.

Раствор, содержащий сульфаты цветных металлов, идет в основное

производство. Во многих случаях для улучшения растворения цветных металлов

шламы проходят предварительную пирометаллургическую подготовку (обжиг,

спекание, восстановительную плавку и т.д.).

Переработка шламов методом сульфатизации. Метод основан на том, что

сульфиды, оксиды и другие соединения цветных металлов при взаимодействии с

концентрированной серной кислотой при температуре выше 150 °С образуют

сульфаты, которые при последующем выщелачивании переходят в раствор:

MeS+4H2SO4=MeSO4+4H2O+4SO2;

MeO+H2SO4=MeSO4+H2O;

Me+2H2SO4=MeSO4+2H2O+SO2;

Me2S+6H2SO4=2MeSO4+6H2O+5SO2.

Благородные металлы должны концентрироваться в нерастворимом остатке.

Технологическая схема сульфатизации шлама приведена на рис. 2.

Влажный шлам

H2SO4

Репульпация

Сульфатизация

Выщелачивание

Фильтрация

Раствор Концентрат

в электролиз

никеля Щелочная

разварка

Фильтрация

Концентрат Раствор

платиновых на сброс

металлов

Рис. 2. Сульфатизационное обогащение шламов.

Согласно схеме, шлам репульпируется в серной кислоте при 60-90 °С в

течение 4-6 ч. При этом в раствор переходит до 30 % никеля и меди.

Благородные металлы полностью остаются в твердом остатке, который

подвергают сульфатизации в течение 10-12 ч при 250-300 °С. Сульфаты цветных

металлов и железа выщелачиваются водой, а твердый остаток для удаления

кремнекислоты обрабатывают в течение 4 ч 4 М раствором щелочи при 80-90 °С.

Твердый остаток, содержащий до 30 % палладия и платины, направляют на

аффинаж. Щелочный раствор после нейтрализации сбрасывают.

Эта схема имеет существенный недостаток - при температуре сульфатизации

выше 200 °С иридий, родий и рутений более, чем на 95 % переходят в раствор.

Поэтому предложен способ двойной сульфатизации (рис. 3). Медный и

никелевый шламы в принятых пропорциях поступают на первую стадию

сульфатизации, проводимую при 180-190 °С. Никель, медь, железо более, чем

на 99 % переходят в раствор. Платиновые металлы практически полностью

остаются в нерастворимом остатке. Концентрация платины в растворе не

превышает 0.01 мг/л.

Никелевый шлам Медный шлам

H2SO4

Пары, газ

1ая сульфатизация

180 °С, Т:Ж=1.5, (=8-9 ч

H2O

Выщелачивание

[H2SO4]=250 г/л, 80-90 °С, (=3 ч

Фильтрация

Раствор Кек I

H2SO4

Пары, газ

В основное

производство 2ая сульфатизация

t=300 °С, Т:Ж=1:4, (=10 ч

H2O FeSO4

Выщелачивание

Фильтрация

Раствор Кек II

NaCl

Пары, газ

Осаждение AgCl Сушка, прокаливание

Фильтрация Щелочная разварка

Производство

t=90 °С,

(=1 ч Se

AgCl Т:Ж=1:5, 400 г/л

NaOH

Раствор Сера

Разбавление

водой

Осаждение спутников Pt до 150 г/л NaOH

Фильтрация Фильтрация, промывка

Осадок

Фильтрат Нерастворимый

остаток Раствор

Сушка,

на

Производство Te прокаливание Сушка, прокаливания,

сброс

измельчение,

упаковка

Концентрат ПК-2

Концентрат ПК-1

Pt, Pd, Au

Рис. 3. Принципиальная технологическая схема переработки медных и

никелевых шламов методом двойной сульфатизации.

Нерастворимый остаток более, чем в 8 раз обогащается платиновыми

металлами, тем не менее, содержание благородных металлов в нем недостаточно

для проведения аффинажных операций. Поэтому его подвергают второй

сульфатизации при 270-300 °С, Т:Ж=1:5, при механическом перемешивании в

течении 10-12 ч. Просульфатизированный материал выщелачивается водой при 80-

90 °С. При этом достигается дополнительное обогащение нерастворимого

Страницы: 1, 2, 3