Обогaщение концентратов сульфидов металлов

1 Настоящее изобретение относится к обогащению концентратов сульфидов металлов. Уровень техники Окислительный обжиг пирита (FeS2) является традиционным способом получения серной кислоты. Обжиг используют в промышленном масштабе, например, для получения цинка, меди и никеля, и даже олова, молибдена, и сурьмы, и во многих случаях обжиг проводят совместно с одной или более операциями выщелачивания или плавки. Полученный в результате SO2 обрабатывают далее, чаще всего с получением серной кислоты. В другом случае извлечение серы включает получение элементарной серы или жидкого SO2. Современные способы обжига обычно используют реакторы с псевдоожиженным слоем,которые являются экономичными с точки зрения потребляемой энергии и имеют высокую производительность благодаря хорошим кинетическим условиям реакции. Содержание SO2 в отходящих газах обычно составляет от 8 до 15 об.%. Для гидрометаллургической обработки обычной целью обжига является снижение содержания серы до оптимального уровня для плавки в штейн. Частичный (окислительный) обжиг выполняют путем контролирования доступа воздуха к концентрату, проводят удаление заданного количества серы, например, при извлечении серы, только часть сульфида железа окисляют, оставляя (например) сульфид меди без изменений. Полный обжиг (обжиг намертво) включает полное окисление всех сульфидов,обычно, с последующим процессом восстановления. Существует большое число пирометаллургических процессов, в которых обжиг представляет собой не отдельную стадию, а проводится совместно с плавкой штейна. Тепловые печи с применением горелок сульфидных концентратов, в которых происходит одновременное окисление и плавка шихты, широко используются в медной промышленности. Другой альтернативой является автогенная плавка в ваннах. В этом случае вдувают струю воздуха или кислорода в ванну расплава, и энергия, образующаяся при окислении серы, обеспечивает большую часть энергии, потребляемой в процессе плавки. При обжиге протекают следующие процессы: сушка концентрата; окисление части присутствующего железа; снижение содержания серы путем окисления; частичное удаление летучих примесей, например, мышьяка; предварительный нагрев обожженного материала с добавками флюса (например, кремнезема или известняка), для снижения энергопотребления последующих процессов. 2 Задачи охраны окружающей среды подчеркивают необходимость снижения выделения серы из плавильных установок при обработке сульфидного сырья. Эти выделения в основном происходят из печей и конвертеров, либо в виде летучих выделений, либо в виде технологических газов, выходящих в дымовую трубу. Следует отметить, что обычное содержание SO2 в отходящем газе из отражательных печей (например) составляет от 1 до 20%, что слишком незначительно для получения серной кислоты. Основным направлением в последние годы было стремление по возможности избежать присутствия сульфидов железа (обычно, пирролита) на стадиях размола и флотации, с целью минимизировать попадание серы в плавильные установки. Полный обжиг, т.е. близкий к 100%-ному удалению серы, имеет преимущество в том, что по существу вся сера удаляется в начале процесса плавки. Кроме того, в сравнении с прерывистым потоком SO2, образующимся при работе конвертера, постоянный поток отходящего газа с практически оптимальным содержанием SO2 из печи обжига требует меньшей и менее дорогой установки получения серной кислоты. Медь Различные методики обжига при извлечении меди описаны в литературе (см. 1-16). Медь- Брикслег По методу Брикслега медь получают электроплавкой обоженного намертво концентрата халькопирита в кольцевой печи переменного тока для плавки погруженной дугой с применением угля в качестве восстановителя. Брикслег сообщает, что 95% меди переходит в черновую медь, и содержание меди в шлаке составляет менее 1%. Сырая медь составляет в среднем всего 95%, и этот процесс был снят с производства [1]. Недостатками этого способа являются относительно высокие потери меди в шлаке и высокий расход электроэнергии. Нежелательной стороной процесса Брикслега является то, что свинец попадает в конечный медный анод и придает ему хрупкость, если концентрация слишком высока. С другой стороны, благодаря исключительно высокой степени извлечения других металлов, родственных меди, этот процесс представляет особый интерес с точки зрения обработки руд, содержащих никель и благородные металлы (никель может быть отделен от анодного ила). Печи для плавки с погруженной дугой используются для обработки обожженного кальцинированного продукта в процессах, разработанных Горным Департаментом США [14], также как и в процессе Брикслега. Было обнаружено, что для получения высокочистой черновой меди (2,2% примесей) и шлака с низким содержанием меди в печи с погруженной дугой, требуется двухстадийный процесс. При использовании такого довольно неудобного, и к тому же 3 периодического, процесса степень извлечения может составлять до 98%. Никель В производстве никеля известны процессы Фальконбриджа [17-24] и Инко [25-29], включающие плавку обожженных сульфидных концентратов. В этих процессах используют шестирядные печи, обычно применяемые в этой области, которые, как правило, работают при температурах около 1400 С. Окислительные реакции, требуемые для создания соответствующих условий для извлечения металла из оксидов,приводят к повышению рабочей температуры этих печей. Вследствие этого, большие объемы воздуха вводят в печи с тем, чтобы охладить свободное пространство печи. Это в свою очередь приводит к высоким потерям материала в виде пыли. Показано [20], что потери в виде пыли составляют до 25% от расхода. Производство никеля, однако, сопровождается выделением SO2 в таком количестве, которое неприемлемо для окружающей среды. Считалось, что основным средством снижения выделения SO2 является увеличение степени удаления серы в печи для обжига в псевдоожиженном слое. Однако, существующие конструкции печей ограничивают степень, до которой могут быть обработаны высокообожженные концентраты. Более высокие степени обжига требуют более сильных восстановительных условий в печи, с тем, чтобы расплавить более окисленный кальцинированный материал и компенсировать потери шлака. При этом требуются более высокие расходы добавок кокса. Образуется избыточное количество энергии за счет продуктов сгорания дополнительного кокса, что приводит к более высокой температуре в свободном пространстве печи. Это требует больших расходов охлаждающего воздуха для регулирования температуры. Требуется увеличить производительность системы обработки отходящих газов печи для обработки больших количеств газа. Кроме того, штейн с более высоким содержанием металла плавится при более высокой температуре, что требует перегретого шлака для регулирования температуры штейна и придонного наплава. С тем, чтобы контролировать в зоне шлака эрозию огнеупорного материала высокотемпературными шлаками, необходимо охлаждать огнеупор холодной медью. Около 25% обожженного материала улетучивается из шестирядной печи, и в той степени, в которой это возможно, возвращается в печь[20]. По Инко [25-29], процесс плавки с восстановительным обжигом включает стадию глубокого обжига никелевого концентрата в печи для обжига в псевдоожиженном слое. Отходящие газы печи обрабатывают в установке для получения серной кислоты. Кальцинированный материал с низким содержанием серы подвергают плавке с коксом в электропечи с выходом штей 004622 4 на с низким содержанием серы. Этот штейн с низким содержанием серы подвергают превращению в бессемеровский штейн в конвертере Пирса-Смита, с минимальным выделением диоксида серы (благодаря низкому содержанию серы в исходном штейне), и конвертерный шлак возвращают в электропечь. Был получен превосходный выход никеля, и в 1981-1982 гг. разработан процесс для испытания в масштабе коммерческого производства в печи для плавки конструкции Томпсона. Быстрая плавка сыпучих концентратов меди-никеля считалась превосходной в плавильной печи Инко Copper Cliff,но было понятно, что в других условиях процесс восстановительного обжига может составить привлекательную альтернативу. Серу удаляют из концентрата преимущественно в печах обжига при температуре от 830 до 850 С. Высокие температуры промотируют высокую реакционную способность кислорода,приблизительно 95%. Подача суспензии позволяет отлично контролировать соотношение воздух/концентрат в печи обжига, а также обеспечивает хороший контроль степени удаления серы (примерно 80%). Процесс реализован при более высоких температурах в печи, и более высоких уровнях содержания железа, подвергаемого окислению в конвертере. В патенте США 4,344,792 описана возможность плавления либо частично обожженного концентрата, либо смеси полностью обожженного концентрата и сырого концентрата,совместно с углесодержащим восстановителем и кремнеземистым флюсом. Шихта должна содержать лишь необходимое количество серы для получения штейна, в котором железо присутствует в виде металлического железа, и в котором недостаток серы составляет до 25% по отношению к стехиометрическому количеству сульфидов металлов Ni3S2, Cu2S, Co9S8. Железо далее подвергают конверсии с получением штейна с низким содержанием железа путем поддува и промывки железа кремнеземистым флюсом при очень незначительном выделении диоксида серы на этой стадии процесса. Способ обогащения пирролита, в основе которого лежит обжиг для удаления всей или части серы, и гидрометаллургическая обработка обожженного материала для извлечения никеля,описан Керфутом [30]. Металлы группы платины Концентраты сульфидных руд, содержащих металлы платиновой группы (МПГ, PGM),обжигали для использования в процессах выщелачивания. Горным Департаментом США разработана методика селективного извлечения МПГ и золота из концентрата, полученного флотацией по методу Stillwater Complex. Концентрат обжигают при 1050 с превращением сульфидов основных металлов в оксиды, а металлов платиновой группы из сульфидных минералов в эле 5 ментную форму. Обожженный концентрат затем подвергали обработке в двухстадийном процессе выщелачивания. При этом из обожженного концентрата экстрагировали до 97% платины, 92% палладия и 99% золота. Другие методики описаны в литературе[32] и [33]. Цинк Полный обжиг цинковых концентратов в промышленном масштабе применяют на Zinkor,Springs, в Южной Африке. Обожженный продукт после этой операции обрабатывают выщелачиванием и электровыделением. Сульфидный концентрат, содержащий 15% меди, 17% цинка и 10% свинца, подвергали обжигу в псевдоожиженном слое в лабораторном масштабе в Китае, с целью использования продукта для дальнейшей гидрометаллургической обработки или переработки прямой плавкой. Цинк марки Prime Western был получен из свинцовых доменных шлаков (и других цинксодержащих материалов) на большой пилотной установке в компании Mintek в Ранбурге, Южная Африка, с использованием процесса Enviroplas [35]. Исходный материал плавили в дуговой печи постоянного тока, а цинк возгоняли в виде пара, при этом оставался шлак, содержащий лишь небольшие количества оксида цинка. Затем пары цинка обрабатывали в конденсаторе, в котором для охлаждения разбрызгивали свинец,с получением цинка марки Prime Western. Сущность изобретения Согласно изобретению предложен способ обработки концентрата сульфида металла,включающий операции: обжиг концентрата для снижения содержания серы в концентрате, и плавку концентрата в восстановительных условиях, в электрически стабилизированной печи с открытой дугой. В данном контексте термин "электрически стабилизированная печь с открытой дугой" обозначает дуговую печь постоянного тока или электрически стабилизированную печь с одним электродом и с открытой дугой (stabilized openarc, SOA, печь). Предпочтительно, обжиг уменьшает содержание серы до менее чем 10 мас.% и, более предпочтительно до менее 1 мас.% от первоначально присутствующего количества, с тем,чтобы уменьшить содержание серы до пренебрежимо малого, или иначе, приемлемого уровня. Материал, полученный на этой стадии называют "высокообожженным" или "полностью обожженным". Предпочтительно, обжиг проводят таким образом, чтобы получить постоянный потокSО 2-содержащего газа. Этот газ может быть использован в качестве исходного сырья для установки получения серной кислоты. Эту операцию можно осуществить любым подходящим способом, например, провести обжиг в закры 004622 6 том сосуде, таком как реактор с псевдоожиженным слоем, для создания высокой концентрацииSO2 в газе. Альтернативно, SО 2-содержащий газ, выделяющийся в процессе обжига, можно обработать в скруббере и нейтрализовать. Удаление серы позволяет собрать ценные металлы в виде сплава или из паровой фазы, а не в виде штейна, на последующей стадии плавки. Это считается предпочтительным, поскольку в сплавах степень извлечения выше, чем в штейнах. Термин "сплав" обозначает в данном контексте смесь металлов, которая может содержать, а может и не содержать, серу, в отличие от"штейна", который является смесью сульфидов металлов. Вышеописанный процесс может варьировать в зависимости от требований, в частности,от природы сульфида металла или обрабатываемых сульфидов металлов. При использовании для обработки сульфида цинка, кальцинированный материал из реактора псевдоожиженного слоя можно, при желании, подвергнуть агломерации перед подачей в дуговую печь. Можно использовать любой подходящий восстановитель, например кокс. Цинк в кальцинированном материале восстанавливают до металлического пара, и он может быть подвергнут возгонке в потоке газа для извлечения в любом подходящем виде, например в конденсаторе с распыленным свинцом. Вышеописанный процесс в том виде, в котором его используют для обогащения сульфида цинка, в особенности подходит для обработки концентратов цинка и цинковой руды, которые содержат относительно высокое количество марганца, например, как в месторожденииGamsberg в Южной Африке, в котором содержание марганца в 10 раз выше, чем обычно встречается в цинковых концентратах. Этот процесс также можно применять для обогащения концентратов сульфидов никеля,меди и кобальта, как в виде отдельных, так и совместных сульфидов, и концентратов МПГ. Концентраты МПГ также могут быть в виде сырого печного штейна, полученного любым способом, например, в шестирядной электропечи. В результате плавки полностью обожженного концентрата в дуговой печи получают шлак, обедненный металлом, и сплав. Железо из сплава может быть удалено в виде оксида любым подходящим способом, например, при использовании конвертера Пирса-Смита или вращающегося конвертера с вертикальным поддувом (Top Blown Rotary Converter, TBRC). Другие нежелательные элементы, такие как углерод, кремний, или хром, можно удалить из сплава любым подходящим способом, на 7 пример, путем конвертирования, или очистки в ковшовой печи. Если используют конвертер, то сплав из конвертера, или, если не используют конвертер,сплав непосредственно из дуговой печи, распыляют с тем, чтобы придать ему форму, подходящую для проведения гидрометаллургического извлечения металла, например, с применением подходящего процесса выщелачивания. Распыление сплава позволяет решить проблему дробления и измельчения чрезвычайно вязкого сплава. Сырой печной штейн можно гранулировать и размалывать или распылять в воде перед обжигом. Операцию плавки можно проводить в две стадии, восстановительной плавкой, в частности, при обработке концентратов, содержащих значительные количества никеля и меди. На первой стадии можно использовать дуговую печь, которая работает в мягких восстановительных условиях. На этой стадии происходит осаждение некоторой доли меди и никеля в сплаве, и большей части МПГ, которые переходят в сплав. На второй стадии, которую можно проводить в дуговой печи, работающей в сильновосстановительных условиях, по существу весь оставшийся никель, остатки МПГ, и большая часть кобальта, удаляются в виде сплава цветных металлов, который может также содержать некоторое количество меди. Сплав на основе железа можно распылять для подготовки к гидрометаллургической обработке, например, для обработки на стадии выщелачивания. Сплав медь/никель с первой стадии процесса может быть получен путем гидрометаллургического извлечения при распылении с водой или газом, гранулировании, или дроблении и размоле. При осуществлении способа согласно изобретению используют стабилизированные печи с открытой дугой. Подходящей печью этого типа является дуговая печь постоянного тока. Изобретение, однако, не ограничивается этим вариантом реализации, поскольку возможно стабилизировать дугу или дуги дуговой печи переменного тока с использованием подходящей методики регулирования, для достижения характеристик, аналогичных характеристикам дуговой печи постоянного тока таким образом,чтобы дуга, или каждая из дуг, проходила вертикально от верхнего электрода к заряду, находилась в замкнутом пространстве, и не отклонялась к боковым сторонам печи. Плавка в печи постоянного тока Печь со стабилизированной открытой дугой имеет ряд преимуществ при проведении плавки обожженных сульфидных концентратов и может рассматриваться как технологический 8 пример осуществления способа настоящего изобретения. Дуговая печь постоянного тока имеет в общем цилиндрическую форму, часто с конической крышей. В качестве катода используется одиночный вертикальный графитовый электрод,а анод вмонтирован в дно печи и находится в контакте с ванной расплава. Обычная конфигурация включает также работу с открытой плазменной дугой над ванной расплава, поверхность которой по существу не закрыта шихтой (т.е. работу с "открытой ванной"). Однако способ также осуществляли при работе с двумя электродами (сдвоенный катод иногда используют для плавки стального скрапа или железа, полученного прямым восстановлением (DRI), кроме того, в пилотном масштабе применяли также двухэлектродную конфигурацию с анодом и катодом. Исходный материал подавали либо через центр электрода, либо через питатель,расположенный довольно близко к электроду. Для данной конфигурации печи достаточно меньшего количества питателей, чем это требуется обычно для шестирядной печи переменного тока или трехфазной трехэлектродной печи переменного тока. Мощный концентрированный плазменнодуговой поток представляет собой очень эффективную форму энергопередачи к ванне расплава в печи. Это позволяет осуществлять очень быстрое протеканиереакций, при этом достигается хорошее смешение, что приводит к довольно равномерному температурному распределению. Дуга постоянного тока относительно стабильна,не так легко гасится и направлена вниз к ванне расплава, с небольшими языками в стороны стенок печи. Дуговой поток "втягивает", согласно эффекту Maecker'a, печные газы в себя, притягивая, таким образом, мелкие частицы шихты вниз в ванну и минимизирует при этом потери,связанные с уносом пыли из печи. Небольшие объемы газа в электропечи ( в сравнении с печью, в которой энергию получают путем сжигания) также способствуют минимизации уноса пыли. Дуговая печь постоянного тока пригодна для обработки мелкой шихты, обычно менее 3 мм, что делает ее пригодной для присоединения к реактору обжига в псевдоожиженном слое. Простая конфигурация дуговой печи постоянного тока позволяет хорошо изолировать свободное пространство печи, поддерживая внутри атмосферу СО и минимизируя подсос воздуха. В печи можно достичь очень высоких рабочих температур (намного превышающих температуры, обычно достигаемые при традиционной плавке основных металлов), если этого требует процесс, поскольку энергия создается открытой дугой, а не только посредством нагрева за счет электросопротивления шлака. Крыша и стены печи охлаждаются (например, охлаждаемыми водой медными панелями) с тем, чтобы 9 сохранить целостность печи, даже в условиях высокоинтенсивной плавки. Это легко согласуется с высокими температурами в свободном пространстве. Возможность создания в печи сильно восстановительных условий (в сочетании с высокими рабочими температурами) позволяет избежать обычных трудностей с наплавом тугоплавкого магнетита, создающего проблемы с работой печи. Описанные выше процессы позволяют достигать высоких степеней извлечения металлов и получать очень чистые шлаки. Печи постоянного тока хорошо работают при концентрировании железных сплавов ценных металлов или возгонке летучих металлов. Процесс позволяет достичь низкого уровня примесей в конечных продуктах. Применение дуговых печей постоянного тока создает уникальные преимущества, в особенности при использовании исходного материала с высоким содержанием оксида железа,который требует больших количеств восстановителя и при использовании исходного материала, содержащего, например, никель и кобальт, для обработки которых требуется низкий кислородный потенциал для снижения потерь шлака. Сравнение характеристик традиционных печей и печей со стабилизированной открытой дугой подчеркивает преимущества использования печей со стабилизированной открытой дугой в настоящем изобретении. Традиционные печи Недостатком традиционных печей является проблема с газообразным СО в свободном пространстве печи. Печь трудно герметизировать, поскольку имеется несколько электродов и питателей и большая полость для системы отходящих газов. Вместо того, чтобы попытаться изолировать печь, традиционная конструкция печи предполагает подачу воздуха для сжигания СО в свободном пространстве печи и добавку даже большего количества воздуха для разбавления газообразных продуктов сгорания. Это приводит к большим объемам отходящих газов,большим количествам образующейся пыли и необходимости работы вентиляторов в загрязненной газовой атмосфере. При восстановительной плавке к обожженному материалу примешивают восстановители, такие как кокс. Реакция восстановления протекает относительно медленно в традиционной плавильной печи, в которой обожженный материал плавят на поверхности ванны шлака. Плотность энергии в печи, которая соответствует интенсивности плавки, не может превышать скорости реакции восстановления. Это ограничение становится более существенным по мере того, как растет степень обжига и степень восстановления. Слой обожженного материала располагается на шлаке, или материал нагромождается на 10 боковых стенках, перекатывается через них в ванну шлака и вызывает нежелательное вспенивание шлака. Традиционная печь (шестирядная печь прямоугольной конфигурации, например) требует хорошего распределения шихты по поверхности ванны шлака. Это требует большого числа питателей и сложной системы подачи шихты над печью. Реакция восстановления зависит от типа восстановителя. Обычно, для увеличения скорости реакции требуется мелкий кокс. В противном случае, кокс накапливается на границе раздела шлак/обожженный материал и отбирает на себя часть энергии печи, что нежелательно. Металлизированный штейн или металл,полученный при восстановительной плавке,имеет более высокую температуру ликвидуса. Традиционная печь имеет низкую способность к передаче энергии в вертикальном направлении между фазами шлака и штейна. Печи с стабилизированной открытой дугой Печь постоянного тока (DC) или печь со стабилизированной открытой дугой (SOA): небольшая, но эффективная; не имеет явных ограничений по кинетике восстановления кокса. Можно легко осуществить предельный случай полного обжига и обратное восстановление сплава; можно использовать широкий спектр восстановителей, например, уголь или кокс различных размеров; легко герметизировать для поддержания атмосферы СО, имеет небольшой объем отходящих газов, небольшое пылеобразование, небольшое число питателей, и выдает горячий металл. В результате недавних разработок в области оборудования для подачи электроэнергии появилась возможность использования трехфазной системы переменного тока для подачи электроэнергии через одиночный (графитовый) электрод. Это можно осуществить путем переключения трехфазной системы подачи энергии,например при использовании методики широтно-импульсной модуляции, для создания на выходе синхронизированного высокочастотного переменного тока. Это усовершенствование позволяет предположить, что можно разработать печь, аналогичную дуговой печи постоянного тока, и использовать ее для проведения аналогичных процессов. Компания ROBICON в США производит систему питания (The Harmony Series), которая позволяет создавать на выходе питание переменного тока, как описано выше, а также обычного постоянного тока. Стабильность дуги высокочастотного переменного тока считается выше, чем дуги постоянного тока. Существуют и другие недостатки системы переменного тока: способность к передаче тока у графитового электрода может быть ниже (скин-эффект); 11 износ электрода может оказаться несколько выше, чем для печи постоянного тока; дуговой поток, и следовательно, теплоперенос в ванну может быть несколько ниже, чем в печи постоянного тока; высокая частота может создавать гармоники, хотя при использовании подходящей методики переключения в твердом теле эффект образования гармоник может быть уменьшен. Потенциальные преимущества дуговой высокочастотной печи переменного тока с одиночным электродом включают: повышенную стабильность дуги (дуга в меньшей степени подвержена затуханию при определенных условиях); дуга в меньшей степени подвержена изменениям вертикального направления (например,отклонениям в сторону) вследствие магнитных эффектов (отклонение дуги может вызвать разрушение боковых сторон печи и увеличить потери энергии). Так, соответствующим образом отрегулированная система подачи питания может создать высокочастотные импульсы, полученные от трехфазного источника переменного тока,которые могут быть непосредственно поданы через одиночный графитовый электрод и шихту в печь с получением одиночной открытой дуги,которая аналогична дуге в печи постоянного тока. Такая конфигурация позволяет достичь аналогичных, и в некотором отношении, улучшенных, характеристик в сравнении с печью постоянного тока, и таким образом, область данного изобретения охватывает применение на стадии восстановительной плавки как печи постоянного тока, так и печи переменного тока со стабилизированной открытой дугой. Краткое описание чертежей Изобретение будет далее описано со ссылками на сопровождающие фигуры, на которых на фиг. 1 представлена технологическая схема операций способа согласно изобретению обогащения концентратов сульфидов металлов; на фиг. 2 представлен вариант блок-схемы фиг. 1 для случая обогащения цинковых концентратов; на фиг. 3 - вариант блок-схемы фиг. 1 для случая обогащения концентратов МПГ и сульфидов никеля и меди; на фиг. 4 - схема процесса в случае высокой степени обжига и восстановления; на фиг. 5 - частный случай процесса, изображенного на схеме фиг. 1, в случае концентратов штейна МПГ; на фиг. 6-10 представлены схемы гидрометаллургических процессов, которые могут быть использованы согласно настоящему изобретению, причем выбор конкретного способа будет зависеть от того, какие элементы представляют интерес и подлежат извлечению из сплавов, получаемых на предыдущих стадиях пирометаллургического процесса. 12 Описание предпочтительных примеров реализации изобретения Цинковые концентраты такого типа, который встречается в месторождении Gamsberg,имеют содержание марганца, превышающее обычное содержание в 10 раз. Высокое содержание марганца вызывает проблемы и приводит к дополнительным затратам при извлечении цинка после выщелачивания и на традиционной установке электровыделения. В отношении электровыделения было проведено много исследований, касающихся средств удаления марганца из электролита или процессов электролиза, которые облегчали бы получение МnО 2 на аноде в цинковой ячейке. Предшествующие методики дороги, и последнее направление, ориентированное на получение электролитического оксида марганца высокого качества, повидимому, проблематично. Предпочтительнее удалять серу из концентратов сульфидов металлов перед плавкой. Например, существующие процессы пирометаллургической обработки МПГ и основных металлов имеют ряд ограничений, в частности, на стадии конвертера. Трудно достичь приемлемых с точки зрения окружающей среды уровней удаления серы, в особенности, в связи с проблемой летучих выделений из конвертеров ПирсаСмита. Процесс в конвертере является периодическим и имеет свои внутренние проблемы управления, потери и утечки при транспортировании ковшевыми кранами, и высокую трудоемкость. Другим соображением, которое следует учитывать при работе с традиционными печами,является то, что количество концентрата UG2,содержащего МПГ, которое можно обработать,ограничено. Наличие в UG2-концентрате хромита приводит к тому, что его нелегко солюбилизировать в шлаке при обычной плавке. Образуется шпинель, которая вызывает наплывы в печи и требует частого удаления. Изобретение описано далее со ссылками на обобщенную схему процесса обработки, приведенную на фиг. 1, и далее, со ссылками на три конкретных примера реализации способа, показанных соответственно, на фиг. 2, 3 и 5. На фиг. 1 схематически показан способ обработки сульфида металла, в котором концентрат 10 сульфида металла или сульфидов металлов подают в печь 12 обжига с псевдоожижженным слоем, в которой предпочтительно получают постоянный поток газа 14 с высоким содержанием SO2, который можно использовать в качестве исходного сырья, например, для установки получения серной кислоты. Однако, это не является существенным для данного способа,поскольку в качестве альтернативы газ из реактора можно скуббировать и нейтрализовать. Кальцинированный продукт из печи обжига подают в дуговую печь 16 постоянного тока 13 совместно с востановителем 18, например коксом. В реакторе 12 с псевдоожижженным слоем содержание серы в концентрате существенно снижается, приблизительно до 10 маc.% в случае высокой степени обжига, или приблизительно до менее 1% от первоначального значения, и даже ниже, в случае полного обжига. Удаление серы из концентрата приводит к тому,что ценные металлы можно концентрировать в сплаве 20, образующемся в печи 16, а не в штейне. Сплавы имеют гораздо более высокую степень извлечения МПГ, чем штейны. В печи также образуется шлак 22, который обеднен содержанием металлов. Дальнейшее протекание процесса зависит от природы обрабатываемого концентрата. Если концентрат представляет собой цинксодержащий концентрат, например, сульфид цинка, цинк восстанавливают до металла в дуговой печи постоянного тока и возгоняют в потоке 24 газа или пара, который состоит в основном из цинка и оксида углерода. Газы направляют непосредственно в конденсатор 26 с охлаждением распыленным свинцом для абсорбции,или конденсирования и последующего извлечения в виде конечного продукта 28. Для обработки сульфида меди, никеля или кобальта, или сульфида МПГ, сплав, получаемый в дуговой печи, можно подвергнуть распылению (шаг 30), и затем гидрометаллургическому процессу 32 извлечения с получением продукта 34. Альтернативно, сплав вначале подают в конвертер 36, например, конвертер ПирсаСмита, и затем в распылитель 30 и на гидрометаллургический процесс 32. Конвертерный шлак 37 можно возвратить в дуговую печь 16 постоянного тока. Процесс 32 может быть любого типа, и в особенности подходящий процесс 32 согласно настоящему изобретению описан далее со ссылкой на фиг. 5. На фиг. 2 приведен пример процесса фиг. 1 для случая извлечения цинка из высокомарганистой руды, например, такой как из свинцовоцинкового месторождения Gamsberg. Считается, что добыча руды из месторождения Gamsberg, с последующим измельчением и флотацией, дает концентрат 10, содержащий около 48% цинка, 29% серы, от 4 до 5% марганца в виде оксида и 5% влаги. Концентрат 10 подают из подходящего хранилища в печи 12 обжига в псевдоожиженном слое, в которых содержание серы снижается примерно до 0,75%. Газы из печей обжига охлаждают в бойлере с нагревом отходящим теплом, с циклонной очисткой, подвергают электростатическому осаждению, и затем подают на установку 14 получения серной кислоты. Считается, что конечные отходящие газы можно выбрасывать в атмосферу без необходимости очистки в скруббере от остатков диоксида серы. 14 Кальцинированный материал, содержащий около 58% цинка в виде оксида, подают с сухим коксом 18 и небольшим количеством известняка в дуговую печь 16 постоянного тока с изолированным свободным пространством. Эта стадия не требует дополнительных капитальных и рабочих затрат. В дуговой печи постоянного тока оксид цинка восстанавливают до металла и возгоняют в потоке 40 газа, который в основном содержит цинк и оксид углерода. Эти газы направляют непосредственно в конденсатор 26 с охлаждением распыленным свинцом, в котором цинк и весь свинец удаляют из газового потока абсорбцией или конденсированием этих металлов на завесе из капелек свинца. Газы 42, выходящие из конденсатора, сжигают в камере сгорания,охлаждают в бойлере с обогревом отходящим теплом и очищают в мешочном фильтре 44 перед выбросом в атмосферу. Максимальная концентрация диоксида серы в отходящих газах составляет по оценке менее 100 частей на миллион, что не представляет угрозы для окружающей среды. Пыль, которая состоит в основном из оксида цинка, собирают в мешочном фильтре, промывают водой для удаления галогенидов перед возвращением в печь обжига. Шлак 46, получаемый в печи, гранулируют перед удалением на свалку отходов. Небольшое количество металла 48, образующегося в печи,периодически отводят из печи и переводят в черновые отливки. Из конденсатора 26 с охлаждением распыленным свинцом собирают окалину 50 и порциями обрабатывают в небольшой печи для отделения свинца. Сухую окалину затем рециклируют в дуговой печи постоянного тока. Из конденсатора 26 с охлаждением распыленным свинцом цинк 52 с примесями ковшами переносят в копильную печь установки очистки цинка. Установка такого типа требует непрерывной подачи шихты и следовательно, предусмотрена отливка слитков или повторный нагрев слитков для уравновешивания потока из конденсатора так, чтобы соблюдать требования установки 54 очистки цинка. На установке очистки получают цинк 56 высокой марки (SHG,Special High Grade), свинец с примесями и кадмиево-цинковый сплав 58, который обрабатывают согласно требованиям, и небольшое количество твердого цинка 60 в виде сплава Zn-PbFe-Cu, который рециклируют в дуговую печь постоянного тока. На фиг. 3 изображена последовательность операций примера реализации способа, показанного на фиг. 1, для обработки концентратов 10 МПГ и основных металлов. Шихту 10 полностью обжигают в печи 12 обжига с псевдоожиженным слоем, в котором концентрация серы эффективно понижается до нуля. Это в дальнейшем ограничивает выделение серы из концентрата. В реакторе 12 полу 15 чают постоянный поток SО 2-содержащего газа,который используют в качестве сырья на установке получения серной кислоты. Следует отметить, что SО 2-содержащий газ можно альтернативно скуббировать и нейтрализовать вместо использования в качестве сырья. Концентрат после обжига подают в дуговую печь 16 постоянного тока с получением сплава 20 и шлака 22,обедненного металлами и подлежащего выбросу. Предпочтительно в процесс в дополнение к реактору 12 с псевдоожиженным слоем можно ввести коллектор 62 основного металла, как показано на фиг. 1 и 3 пунктиром. Например,при добавлении в реактор с псевдоожиженным слоем, наряду с концентратом, никеля (например, в виде сульфата никеля) или меди (например, в виде сульфата меди), в исходном материале, подаваемом в печь, устанавливается более высокое содержание никеля или меди (в виде оксида), что снижает требование к уменьшению большого количества железа, которое в противном случае понадобилось бы для получения достаточного количества сплава для эффективного извлечения ценных металлов. В качестве коллекторного металла можно использовать оксид, сульфат или сульфид любого основного металла, который совместим с процессом и который находится в дисперсном виде и может быть загружен в реактор с исходным материалом. Сплав 20 может быть направлен непосредственно в распылитель 64, который делает сплав пригодным для последующего выщелачивания на стадии 32 гидрометаллургического процесса для извлечения ценных металлов. Альтернативно сплав подают в конвертер 36, в котором происходит удаление из сплава большей части железа в виде оксида. Полученный шлак 37 может быть возвращен в дуговую печь 16 постоянного тока. После чего сплав распыляют и подвергают стадии выщелачивания для извлечения ценных металлов. Недостатками или проблемами, которые при этом решаются или действие которых уменьшается, являются трудность транспортирования ковшами горячего материала из печей в конвертеры, что создает проблемы распределения в конвертерных пролетах, потери вследствие разливов, "закозление" ковшов, высокую трудоемкость и высокую стоимость обслуживания оборудования, а также проблемы с выбросами в окружающую среду. Преимуществами процесса являются устранение или уменьшение проблем со шпинелями Сr в печи, допустимость работ с более высоким содержанием Сr в шихте с соответствующей более высокой степенью извлечения МПГ, устранение проблемы прорыва штейна и снижение энергопотребления, и в одном из вариантов процесса, отсутствие конвертера. 16 Процесс можно использовать для обогащения широкого спектра исходных материалов,до 100% металлов группы урана 2 (в случае металлов платиновой группы, МПГ) при более высоком содержании хромита. Это представляет собой важное преимущество в отношении извлечения МПГ при разработке месторождений и концентрации. На фиг. 4 показана последовательность операций при восстановительной плавке концентрата сульфида основного металла высокой степени обжига с использованием дуговой печи постоянного тока. Следует понимать, что возможны и другие варианты указанной последовательности. Концентрированную суспензию 66 непрерывно подают в печь 68 обжига в псевдоожиженном слое. Степень удаления серы из концентрата (степень обжига) может варьировать от 70 до 100% (т.е. до полного обжига). Отходящие из печи газы 70 охлаждают, очищают и подают на установку получения кислоты для улавливанияSO2. Кальцинированный материал 72, предварительно смешанный с флюсом и углем 74, плавят в дуговой печи 76 постоянного тока. В плавильной печи образуется шлак 78, предназначенный на выброс. Качество, содержание железа и серы в сплаве или штейне 80 зависит от степени обжига и соотношения восстановителя к кальцинированному материалу. Отходящие из печи газы 82 имеют небольшой объем и высокое содержание СО. Высокого качества, с низким содержанием серы высокометаллизированный штейн из печи требует минимальной обработки в процессе 84 пирометаллургического конвертирования. В процессе, иллюстрированном на фиг. 4,возможны следующие варианты: предварительное восстановление кальцинированного материала (в твердой фазе) в отдельном реакторе; предварительный нагрев кальцинированного материала в отдельном реакторе; использование отходящих из печи газов на любой из вышеупомянутых стадий; прямая гидрометаллургическая очистка сплава/штейна из печи постоянного тока; очистка конвертерного шлака в подходящем процессе очистки шлака. Дуговая печь постоянного тока позволяет легко достигать высокой степени восстановления оксида. Дуговая печь постоянного тока также позволяет получать большее количество сплава, поскольку в печь добавляется большее количество восстановителя. На фиг. 5 показан конкретный вариант процесса фиг. 1, в котором при непрерывном способе серу удаляют полным обжигом штейна,содержащего МПГ, с последующей плавкой в восстановительных условиях. Для получения из концентрата штейна, содержащего МПГ, используют шестирядную 17 печь или печь с тремя электродами. Сырой печой штейн затем гранулируют и размалывают,или распыляют с водой, с получением шихты 10, которую подают в печь 12 обжига с псевдоожиженным слоем. Непрерывный поток газа,содержащего SO2, подают в установку 14 получения серной кислоты. Кальцинированный материал затем подвергают двухстадийной восстановительной плавке с использованием первой печи 86 и второй печи 16, которая является дуговой печью постоянного тока. Первая печь может быть любой печью, например, дуговой печью постоянного тока. В первой печи проводят плавку в мягких восстановительных условиях, некоторой части никеля и меди в виде сплава 88. Большая часть МПГ переходит в этот сплав, который затем обрабатывают в распылителе 90 перед направлением в гидрометаллургический процесс 32. Шлак 92 из печи и восстановитель 18 подают во вторую печь 16, которая работает в сильновосстановительных условиях для удаления по существу всего никеля и МПГ, содержащихся в шлаке, а также большей части кобальта,с получением сплава 94 на основе железа, который может также содержать некоторое количество меди. Этот сплав подают в конвертер 95 и затем распыляют на стадии 96 при приготовлении для выщелачивания в гидрометаллургическом процессе 32. Шлак из конвертера можно вернуть в печь 16. Шлак, образующийся в дуговой печи постоянного тока, подлежит выбросу и по существу лишен ценных металлов, так что его можно выбросить или использовать в таких областях,как строительство дорог или в дробеструйных установках. Снова следует отметить, что коллектор 62 основного металла можно использовать, как было описано выше, в сочетании с печью,имеющей невысокую производительность, с тем, чтобы избежать необходимости использовать большую печь, которая в противном случае потребовалась бы. Более простым и потенциально более эффективным в сравнении с вышеописанным двухпечным процессом является процесс, включающий одностадийную плавку обожженного печного штейна в дуговой печи постоянного тока. Это по существу представляет собой процесс, показанный на фиг. 3, в котором шихта 10 является сырым печным штейном. Более простой процесс требует меньшего числа реакторов, однако его недостатком является то, что совместно с МПГ извлекаются также основные металлы и некоторое количество железа. Ряд примеров изобретения был описан выше. В каждом случае концентрат, который может быть сырым печным штейном, полностью обожжен и затем подвергнут восстановительной плавке. По существу, полное удаление 18 серы означает, что последующее выделение серы ограничено. Проблема со шпинелями (при плавке концентратов МПГ с высоким содержанием хромитов) незначительна, при этом получают шлак, который подлежит выбросу. Исходный материал, подаваемый в дуговую печь постоянного тока, предварительно подогревают в реакторе с псевдоожиженным слоем. Следует отметить, что дуговая печь постоянного тока хорошо подходит для обработки мелкодисперсного материала. Сплав, получаемый в дуговой печи постоянного тока, можно распылять с водой (шаг 64). Хотя можно использовать конвертер, можно также избежать необходимости его применения, при этом вероятность образования разливов уменьшается и проблемы распределения также уменьшаются. Характер протекания гидрометаллургического процесса 32 зависит того, какие основные элементы в сплаве, полученном любым из вышеописанных процессов, представляют интерес для извлечения. Обычно эти элементы включают железо, никель, медь, кобальт и МПГ. Гидрометаллургическая обработка этих сплавов зависит от конкретных параметров. Отдельные стадии, которые можно использовать при этом,включают выщелачивание при обычном давлении, выщелачивание при повышенном давлении, осаждение, экстракцию растворителем,электровыделение и кристаллизацию. Принцип использования отдельных стадий известен в промышленности. Отдельные стадии можно использовать в различных сочетаниях, и специалист, имеющий опыт в области гидрометаллургии, может создать подходящую цепочку стадий в каждом конкретном случае. Каждый из примеров, показанных на фиг. 6-10, представляет собой общий подход и не может служить для ограничения области применения гидрометаллургии для обработки сплавов согласно данному изобретению. Такие операции способа, как удаление примесных элементов, например селена, опущены для краткости, но следует понимать, что при необходимости они могут быть включены, как должно быть понятно для специалиста в гидрометаллургии. В тех случаях, когда показано добавление кислоты, может быть использована свежая кислота или кислота, полученная рециклированием на стадии извлечения металла, например, электровыделением. Стадии извлечения меди растворителем и стадии электровыделения являются традиционно применяемыми стадиями в промышленности. Осаждение железа можно проводить либо при повышенном давлении и температуре, например, при осаждении гематита, когда кислоту регенерируют и возвращают в цикл. Это может быть также осуществлено нейтрализацией подходящей щелочью (например, известняком, или рядом других), когда осаждают гетит, ярозит, 19 основной сульфат железа или другие аналогичные соединения. Растворы, содержащие кобальт и/или никель (показанные как разделение и извлечениеNi/Co), могут быть подвергнуты такой же обработке, как и при традиционной очистке основных металлов для извлечения кобальта и/или никеля. Такие процессы могут включать осаждение гидроксида кобальта (III) или экстракцию кобальта растворителем, и электровыделение никеля и/или кобальта. Альтернативно, процесс может включать кристаллизацию смеси или отдельных солей кобальта и/или никеля, или осаждение гидроксидов, сульфидов или карбонатов, В некоторых случаях можно использовать ионный обмен. Примеры на фиг. 1-5 описаны со ссылкой на применение дуговой печи постоянного тока. Это не является ограничением, поскольку, как было указано выше, дуговая печь постоянного тока является частным случаем печи с открытой стабилизированной дугой. Хотя применение дуговой печи постоянного тока является предпочтительным, и работа печи такого типа хорошо известна, можно также использовать печь с открытой дугой переменного тока, который стабилизирован с применением подходящих методик регулирования, с тем, чтобы заключить дугу в печи таким образом, чтобы она проходила вертикально от верхнего электрода и не отклонялась к боковым стенкам печи. Пример 1. Фиг. 6 Этот пример относится к случаям, когда сплав содержит МПГ и ценные металлы основы. На первой стадии растворяют железо и основные металлы, при этом остаток содержит концентрат МПГ, который идет на стадию извлечения МПГ. Обычно используют окислительное выщелачивание, однако возможно также и неокислительное выщелачивание (при этом подачу воздуха/кислорода к щелоку следует исключить). Можно использовать повышенные температуры и давление, как таковые или в сочетании с выщелачиванием при атмосферном давлении. В некоторых случаях повышенное давление может быть необходимо. Полученный раствор можно подавать непосредственно на стадию извлечения меди растворителем с последующим электровыделением для извлечения меди, или на стадию осаждения железа и затем на экстракцию меди растворителем и электровыделение. Очищенный материал с экстракции меди растворителем может быть нейтрализован и оставшееся железо может быть осаждено с получением раствора, содержащего в основном никель и/или кобальт, из которого эти металлы можно затем извлечь. Пример 2. Фиг. 7 Этот пример относится к случаям, когда сплав не содержит МПГ, например, когда сплав получен при восстановлении конвертерного шлака, для извлечения основных металлов. Час 004622 20 то при этом извлечение кобальта представляет основной интерес. В этом случае на стадии окислительного выщелачивания проводят солюбилизацию меди, никеля и кобальта, оставляя в остатке все или большую часть железа в виде гематита или гетита. После экстракции меди растворителем и электровыделения раствор кобальта/никеля подвергают традиционной обработке для извлечения никеля и/или кобальта. Пример 3. Фиг. 8 В этом примере распыленный сплав из плавильной установки подают на выщелачивание при атмосферном давлении, где основное количество железа и никеля выщелачивают в присутствии кислорода и серной кислоты при температуре от 30 до 95 С. Медь из отработанного рецикла со стадии электровыделения выделяется в атмосферном щелоке и способствует выщелачиванию железа и никеля. Условия проведения выщелачивания при атмосферном давлении были оптимизированы на опытной лабораторной установке. Был проведен периодический процесс выщелачивания в пилотном масштабе (100 л), с использованием оптимизированных условий, на 5,5 кг распыленного сплава. Результаты, полученные на пилотной установке выщелачивания, представлены ниже. Элемент Время выщелачивания устанавливают в зависимости от того, какой материал используют для ограничения выщелачивания меди при обеспечении высоких степеней извлечения железа и никеля. Требуется время выдержки щелока от 5 до 10 ч. Оптимальное время выдержки щелока было превышено в данном опыте, так что наблюдалось некоторое выщелачивание меди. Остаток от атмосферного выщелачивания затем подвергали двухстадийному выщелачиванию под давлением для удаления всей меди и остаточного железа и никеля в присутствии серной кислоты. Выщелачивание под давлением испытывали в автоклаве периодического действия в лабораторном масштабе. Выщелачивание под давлением проводили при температурах от 110 до 170 С в отсутствие кислорода на первой стадии и при давлении кислорода от 0,1 до 6 бар на второй стадии. Время выдержки от 60 до 180 мин требовалось на первой стадии и от 5 до 60 мин на второй стадии. Остаток от выщелачивания под давлением содержал большое количество МПГ и был пригоден для дальнейшей обработки. Потери МПГ в рассоле щелока можно минимизировать до менее 5% при получении концентрата МПГ с содержанием ценных металлов выше 60%. Состав концентрата МПГ (в мас.%), полученного при выщелачивании под давлением из остатка выщелачивания при атмосферном давлении показан ниже. МПГ+ Аu 61.4 Содержание элементов в рассоле щелока при выщелачивании под давлением показано ниже. Раствор, полученный при выщелачивании при атмосферном и повышенном давлении, обрабатывали в камерах давления для окисления железа и осаждения в форме гематита. При осаждении гематита выделялась кислота, и основную часть раствора после осаждения гематита из рассола выщелачивания при атмосферном давлении возвращали обратно на стадию выщелачивания. Испытания с осаждением гематита в ходе периодического процесса проводили в лабораторном масштабе для определения полноты удаления железа из рассола щелока атмосферного процесса. Окисление под давлением проводили при температурах от 140 до 200C при избыточном давлении кислорода от 1 до 10 бар. Параметры периодического процесса окисления под давлением, проводимого в лабораторном масштабе, приведены ниже. Состав Количество Потери Ni Из раствора после осаждения гематита отбирают пар. Пар нейтрализуют известняком и все оставшееся железо осаждается в виде гетита. Нейтральный раствор затем подвергают кристаллизации с образованием сульфата никеля. Остаток гипс/гетит отбрасывают. Раствор сульфата меди также обрабатывают в камерах давления для удаления железа в виде гематита. Селен удаляют на дополнительной стадии с образованием очищенного раствора, из которого получают медь электровыделением. Отработанный медный электролит возвращают на стадии выщелачивания при атмосферном и повышенном давлении для использования кислоты, образующейся при электровыделении. Медь в растворе выделяется в виде металлической меди и способствует выщелачиванию железа и никеля. Пример 4. Фиг. 9 В этом варианте первую стадию выщелачивания (при атмосферном и/или повышенном давлении) проводят таким образом, чтобы растворить только никель и кобальт. Железо и медь растворяют и затем снова выводят в осадок в 22 виде гетита и антлерита, соответственно. Это требует использования сплава, который имеет достаточно высокую реакционную способность для того, чтобы произошло повышение рН выщелачивающего раствора, достаточное для гидролиза меди и осаждения ее в виде антлерита. Раствор поступает далее на извлечение никеля/кобальта. Гетит/антлерит повторно выщелачивают для селективного растворения антлерита в отсутствии совместного растворения гетита в сколько-нибудь существенном количестве. Богатый медью раствор подают на стадию электровыделения меди и отработанный электролит возвращают с тем, чтобы растворить в нем следующее количество антлерита. Оставшийся гетит повторно растворяют в более жестких условиях, оставляя МПГ в виде концентрата, который подают на очистку МПГ. Раствор, поступающий со стадии растворения гетита, подают в высокотемпературный автоклав для осаждения железа в виде гематита и регенерации кислоты для возврата на стадию растворения гетита. Пример 5. Фиг.10 Пример аналогичен примеру 4, однако в данном примере отсутствуют МПГ, поэтому стадию растворения гетита можно опустить ввиду отсутствия необходимости. Результаты испытаний Никель В дуговой печи постоянного тока с внутренним диаметром 1,0 м, соединенной с источником энергии мощностью 5,6 МВА, обработали примерно 26 т кальцинированного материала(полностью обожженный концентрат) в течение 9 суток, на протяжении которых было проведено 83 плавки. Металлургические данные, представленные ниже, представляют собой средневзвешенные результаты работы во время 22 плавок, проведенных в предпочтительных условиях для достижения хороших металлургических показателей, т.е. на протяжении всего лишь одной четверти процесса. Эти плавки проведены в широком интервале рабочих условий,а среднее значение по всему интервалу считается представляющим работу печи в устойчивом режиме. Добавка антрацита составляла примерно 12% от массы кальцинированного исходного материала (фактические значения добавок составляли 12,7, 11,6 и 12,0% для трех периодов,рассмотренных здесь). Металл получали при производительности 250 кг на тонну кальцинированного материала. Типичные рабочие условия включали расход шихты: примерно 220 кг/ч кальцинированного материала, потребляемую энергию: около 300 КВт (включая потери примерно 150 КВт),напряжение: примерно от 175 до 250 В, и общее энерговыделение: примерно от 400 до 500 КВ/м 2. Энергопотребление процесса составило 760 КВ.ч/т кальцинированного материала, за исключением потерь в печи. Состав шлака во время плавок в хороших металлургических условиях (мас.%) Состав металла во время плавок в хороших металлургических условиях (мас.%) Плавки Темп.,С Со Сr Сu Fe NiSi 40-46 1470 1.37 0.05 19 33 42 1.3 0.05 49-56 1450 1.47 0.05 19 32 44 1.3 0.06 63-69 1450 1.60 0.05 19 33 42 1.4 0.06 Примерный состав кальцинированного материала, шлака и металла (мас.%) Кальцинированный Шлак Металл материал Степень извлечения ценных элементов была рассчитана на основе следующего анализа. Состав остальных композиций и потоков был рассчитан на основе этих данных. Фактические степени извлечения, полученные в данном процессе, были рассчитаны с использованием как типичных, так и лучших результатов. Типичный результат Степень извлечения Со, % Степень извлечения Си, % Степень извлеченияPGM ConRoast (МПГ) В реакторе с псевдоожиженным слоем обработали примерно 30 т концентрата сульфидной руды, содержащего МПГ, а затем подвергли плавке в дуговой печи постоянного тока пилотного масштаба. Полученный сплав очистили с использованием операции поддува, затем подвергли гидрометаллургической обработке с по лучением высококачественного концентрата МПГ. Печь с псевдоожиженным слоем работала примерно при 1000 С, а расход концентрата составлял около 140 кг/ч. Скорость газа была примерно 0,4 м/с. Время нахождения в реакторе было относительно небольшим и составляло около 20 с за цикл. Большая часть материала проходила через реактор два раза, а небольшое количество материала - три раза. Содержание серы уменьшалось с 4,55 до 0,5% после первого прохода (96% удаления серы), до 0,24% после второго прохода (96% удаления серы), и до 0,13% после третьего прохода. При обжиге количество примесей уменьшалось следующим образом:Os с 5.5 до 3.8 ppm. Плавку проводили в дуговой печи постоянного тока пилотного масштаба. 24 т (большей частью двойного прохода) полностью обожженного концентрата (включая 1 т материала тройного прохода) подвергали обработке в течение недели. Печь работала при мощности от 300 до 500 КВт, что соответствует потоку энергии от 290 до 480 Квт/м 2. Средняя рабочая температура составила около 1650 С. Расход кальцинированного материала составил от 200 до 300 кг/ч,при добавлении примерно 5% кокса. Дополнительных флюсов не добавляли. Энергопотребление процесса составило 650 КВт.ч/т кальцинированного материала (без учета потерь в печи). Очевидно, что при полномасштабном производстве при горячей подаче кальцинированного материала в печь эти цифры были бы ниже. Процесс проводили непрерывно при содержании менее 1 г МПГ/ т в шлаке, и наблюдали даже менее 0,3 г/т в шлаке. Среднее значение потерь МПГ в шлаке на протяжении всего процесса составило 2,9 г/т. Результаты анализа исходного концентрата, обожженного концентрата и шлака показаны ниже (мас.%) Аl2 О 3 Исходный концентрат Обожженный концентрат Шлак Общее количество удаленных примесей(включая обжиг и плавку) показано ниже в процентах от исходного содержания в необожженном концентрате. Удаление примесей при обжиге и плавке, % от содержания элементов в сырье В печи было получено примерно 109 кг сплава на тонну обожженного концентрата. За весь процесс получено около 2,6 т сплава. Большая часть сплава была отлита в двух больших порциях (первая порция сплава была несколько разбавлена исходной придонной порцией металла в печи). Ниже показан состав сплава,а также состав сплава, полученного в предварительном испытании в лабораторном масштабе(все в мас.%). Показан также состав очищенного сплава, полученного путем продувки расплавленного сплава воздухом, как описано ниже. С Испытание в малом масштабе 836 кг сплава 1612 кг сплава Очищенный сплавSi: 0.76-1.34% Сплав самого худшего состава (т.е. из порции 836 кг) был выбран с тем, чтобы показать технологию производства в самом консервативном ее варианте. Для снижения содержания углерода и кремния (и хрома) перед выщелачиванием было необходимо продувать расплавленный сплав воздухом (с использованием вращающегося конвертера, для интенсификации работы ковшевой печи, используемой для проведения данной операции). Состав полученного очищенного сплава показан в таблице ниже. Этот сплав распыляли с водой с получением размера частиц менее 100 мкм. Распыленный сплав использовали в опытах на выщелачивание. После гидрометаллургической обработки,был получен конечный концентрат МПГ,имеющий следующий состав: МПГ + Аu 61.4 26 Процесс MatterRoast Были проведены лабораторные испытания в малом масштабе с использованием печного штейна, содержащего МПГ. Штейн либо размалывали в твердом виде, или распыляли с водой из жидкого состояния, затем полностью обжигали либо в псевдоожиженном слое, или во вращающейся печи для обжига (не было обнаружено различий в параметрах обжига размолотого и распыленного штейна). Было показано,что штейн можно обжигать до чрезвычайно низкого содержания серы. Полностью обожженный штейн затем плавили в двуххстадийном процессе. На первой стадии процесса было получено небольшое количество медноникелевого сплава, почти не содержащего железа и серы. По существу все МПГ перешли в в медно-никелевый сплав. Сплав, полученный на первой стадии, имел содержание МПГ около 2%. Этот показатель можно улучшить путем выщелачивания Сu и Ni с получением концентрата МПГ. Шлак из первой стадии затем плавили с применением углесодержащего восстановителя с получением второго сплава, содержащего большую часть оставшихся основных металлов, а также остаточные ценные металлы. Испытания в малом масштабе в печи обжига с псевдоожиженным слоем проводили на образцах массой 20 г в кварцевой трубке диаметром 25 мм в псевдоожиженном слое. Успешный обжиг был получен при размере частиц 250-300 мкм и температуре 800-850 С. Содержание серы в штейне понизилось с 28,7 до 0,03% за 3 ч. Хорошие результаты также были получены через 1,5 ч при 950 С. Для полного обессеривания можно рекомендовать температуры выше 900 С. Для получения больших образцов для опытов с плавкой, дальнейший обжиг проводили во вращающейся печи лабораторного масштаба. Образец печного штейна раздробили до размера частиц 100-600 мкм. Обжиг проводили в течение 4 суток, в 9 проходов по 12 ч каждый, со ступенчатым повышением температуры от 675 до 1000 С за это время. Содержание серы в материала понизилось с 26,7 до 0,04 мас.%. Массовый баланс показал, что из 1 кг полностью обожженного штейна получается от 1,05 кг печного штейна в том виде, как он получен. При обжиге содержание примесей понизилось следующим образом: S: с 26.7 до 0.04 мас.%; Se с 244 ррm до 14 ррm; Те с 96 ррm до 32 ррm; As с 54 ррm до 46 ррm. Существенной потери МПГ не наблюдали, за исключением небольшого количества Os. Испытания в тигле в печи лабораторного масштаба проводили при подаче 1050 г полностью обожженного штейна (полученного из 1098 г необожженного печного штейна), 450 г кремнезема и 31.5 г углерода. При этом было получено 1517 г шлака и 38 г медно-никелевого сплава, содержащего большое количество ценных металлов. Полученный слиток металла был эквивалентен 12% по массе от содержания CuNi в исходном печном штейне. Это количество сплава сравнимо с количеством сплава, содержащего МПГ, полученного традиционным способом с медленным охлаждением. Степень извлечения ценных металлов составило 99.0%,выраженное в виде (МПГ+ Аu в сплаве)/ (МПГ+ Аu в сплаве и шлаке). Содержание (в мас.%) различных металлов показано в таблице ниже. 10.2 17.6 0.66 27.4 39.8 Производительность по железу составляла от 2 до 21 кг на тонну кальцинированного материала. Пары, полученные при испытательной работе, были еще более хорошего качества, чем в предыдущем опыте, в котором к печи был успешно присоединен конденсатор. СоотношениеCaO, MgO, SiO2, и FeO к ZnO составило примерно 0,04 в этом испытании, в сравнении с величиной 0,14 для предыдущего процесса. Это позволяет ожидать хороших параметров процесса конденсации. Сu Печной штейн Обожженный штейн Сплав первой стадии Сплав второй стадии Очевидно, что возможно также обрабатывать шлак с первой стадии плавки по стандартной технологии очистки шлака в дуговой печи постоянного тока. Высокие степени извлечения основных металлов и остаточных ценных металлов можно ожидать на второй стадии обогащения. Цинк В дуговую печь постоянного тока пилотного масштаба подавали цинковый концентрат совместно с коксом в качестве восстановителя,и возгоняли пары цинка. В другой работе было показано получение цинка марки Prime WesternGrade путем дальнейшей обработки паров цинка в конденсаторе с охлаждением распыленным свинцом. Можно также использовать дистилляцию для дальнейшей очистки этого цинка. Общее количество 56 т обожженного материала было обработано в течение недели испытаний, с добавками кокса и известняка в количестве примерно 13 и 3%, соответственно. Примерно 16 т шлака на выброс и 38 т цинка богатого кислородом (возгонка) в виде пыли, из мешочного фильтра при работе дуговой печи постоянного тока при энергопотреблении от 500 до 700 КВт. В этой серии испытаний пары цинка, выходящие из печи, сжигали с воздухом и собирали в мешочном фильтре. Шихта содержала неаггломерированный обожженный материал, гранулы, высушенные до 150 С, гранулы,высушенные до 350 С, и гранулы, отвержденные при 1300 С. Содержание серы в исходном материале варьировало от 1 до 2,4%. Добавка от 12 до 13% кокса приводила к общей степени извлечения цинка 95,4%. Расход пара составлял от 170 кг Zn /ч на м 2. В случае подачи неаггломерированного обожженного материала степень извлечения цинка составляла 98,7%, а расход пара составлял от 164 кг Zn /ч на м 2. Энергопотребление процесса составило примерно 1.17 МВт.ч/т кальцинированного материала при усредненной температуре 1490 С. 1. Способ обработки концентратов сульфидов металлов, содержащих по меньшей мере один метал, выбранный из группы, включающей металлы платиновой группы, никель, кобальт и цинк, включающий стадии обжига и плавки концентрата в восстановительных условиях в дуговой печи с открытой дугой, отличающийся тем, что используют полностью обожженный концентрат, причем концентрат подвергают плавке в восстановительных условиях, в электрически стабилизированной дуговой печи с открытой дугой, которая может представлять собой либо дуговую печь постоянного тока, либо электрически стабилизированную дуговую печь с открытой дугой и одиночным электродом, в отсутствии штейна, так что при этом метал или металлы собираются в сплаве или паре. 2. Способ по п.1, в котором обжиг проводят таким образом, что при этом образуется постоянный поток SO2- содержащего газа. 3. Способ по п.2, включающий стадию использования указанного газа, содержащего SO2,в качестве исходного сырья для производства кислоты. 4. Способ по п.3, в котором SО 2 содержащий газ, образующийся на стадии обжига, подвергают скруббированию и нейтрализации. 5. Способ по любому из пп.2, 3 или 4, в котором обжиг проводят в закрытой камере с тем,чтобы создать высокую концентрацию SO2 в газе. 6. Способ по п.5, в котором указанная камера является реактором с псевдоожиженным слоем. 7. Способ по любому из пп.1-6, в котором восстановительные условия создают путем использования кокса. 8. Способ по любому из пп.1-7, в котором цинк, полученный при обжиге, плавят в восстановительных условиях до парообразного металла и возгоняют в потоке газа для извлечения путем конденсации. 9. Способ по любому из пп.1-8, который используют для обработки сульфида цинка,причем концентрат после обжига агломерируют перед подачей в дуговую печь. 29 10. Способ по любому из пп.1-9, в котором концентрат сульфида металла является концентратом металла платиновой группы в форме сырого печного штейна. 11. Способ по любому из пп.1-10, включающий стадию удаления из сплава сульфида железа в виде оксида. 12. Способ по любому из пп.1-10, включающий стадию удаления из сплава углерода,кремния или хрома. 13. Способ по п.12, в котором стадию удаления проводят с использованием конвертера,при этом способ включает стадию распыления сплава из конвертера, с тем, чтобы сплав был в форме, подходящей для последующего гидрометаллургического извлечения содержащихся металлов. 14. Способ по п.13, включающий стадию распыления сплава, с тем, чтобы сплав был в форме, подходящей для последующего гидрометаллургического извлечения содержащихся металлов. 30 15. Способ по любому из пп.1-14, в котором стадия плавки является двухстадийным процессом восстановительной плавки. 16. Способ по п.15, в котором на первой стадии используют печь, работающую в слабых восстановительных условиях, а на второй стадии используют электрически стабилизированную печь с открытой дугой, работающую в сильных восстановительных условиях. 17. Способ по п.16, в котором на второй стадии получают сплав на основе железа, при этом способ включает стадию распыления сплава с последующей гидрометаллургической обработкой распыленного сплава. 18. Способ по п.16 или 17, в котором на первой стадии получают медно-никелевый сплав, который распыляют с водой, гранулируют, или дробят и размалывают, и затем подвергают гидрометаллургической обработке.