Концентрат подвергают

ШПЁЙЗА (от нем. Speise, букв. - пища, блюдо) - побочный или промежуточный продукт в произ-ве нек-рых цветных металлов. Ш. образуется при плавке свинцовых, кобальтовых, никелевых и др. руд и концентратов, содержащих много мышьяка, в к-рых накапливаются медь, кобальт, никель и др. цветные металлы, а также золото и платина. С целью извлечения ценных металлов Ш. подвергают дальнейшей переработке. ШПИГАТ (голл. spiegat, spuigat, от spuiten - брызгать, лить и gat - отверстие) - отверстие в нижней точке палубы судна для удаления воды за борт. Ш. снабжают решёткой или отводной (шпигатной) трубой, иногда с невозвратным или запорным клапаном. На парусных судах Ш. служили для проводки снастей. ШПИЛЬ (голл. spil, нем. Spille) -1) механизм типа лебёдки с вертик. валом (баллером), устанавливаемый на верх, палубе носовой части судна (иногда и в корме). В зависимости от назначения (выбирание якорной цепи, натягивание швартовых канатов и т.д.) различают Ш. швартовые и якорные. Ш. имеет преим. электро-механич. привод.

ратуре металл); плотн. 13520 кг/м3 (Р.— наиболее тяжёлая из всех известных жидкостей), t — 38,97 °С; из минералов наиболее важна киноварь HgS. Получают Р. окислит, обжигом руд или концентратов, содержащих HgS. P. широко применяют в хим. пром-сти — как катод при элек-тролитич. произ-ве едкого натра и хлора, как катализатор в органич. синтезе; в электротехнике, светотехнике и приборостроении — для произ-ва ртутных выпрямителей, ламп дневного света, кварцевых ртутных ламп, манометров и др.; для извлечения золота (амальгамация).

ШПЁЙЗА (от нем. Speise, букв.— пища, блюдо)— побочный или промежуточный продукт в произ-ве нек-рых цветных металлов, представляющий собой сплав арсенидов и антимонидов меди, никеля, кобальта, железа и др. металлов. Ш. образуется при плавке свинцовых, кобальтовых, никелевых и др. руд и концентратов, содержащих много мышьяка, причём в ней концентрируются медь, кобальт, никель, а также часть золота и платины. С целью извлечения ценных металлов Ш. сначала обжигают для удаления мышьяка и серы, а затем полученные окислы металлов подвергают дальнейшей переработке.

концентратов, содержащих 60% W03.

В связи с этим при обжиге концентратов, содержащих арсенопирит, мышьяк необходимо переводить в газовую фазу. С этой целью обжиг мышьяковистых концентратов следует проводить в слабоокислительной атмосфере, что способствует образованию летучего триоксида и сводит к минимуму окисление мышьяка до пятивалентного состояния.

Примерно аналогичный эффект достигается и при одностадийном обжиге, если при этом использовать принцип противотока, т. е. движение материала навстречу обжиговым газам. В этом случае исходный сульфидный концентрат в первый период обжига будет контактировать с уже частично использованными газами, имеющими поэтому невысокую концентрацию кислорода, вследствие чего в первый период обжига будет удаляться мышьяк. По мере дальнейшего движения материала в печи он станет контактировать с газом, все более обогащенным кислородом, и на выходе из печи огарок будет свободен не только от мышьяка, но и от серы. Принцип противотока используют при осуществлении подового обжига золотосодержащих сульфидных концентратов.

Плавка совместно с медными концентратами на медеплавильных заводах—другой распространенный способ переработки концентратов, содержащих тонкодисперсное золото. В процессе плавки золото коллектируется штейном. В результате последующих пирометаллургических операций (конвертирование, огневое рафинирование) и электролитического рафинирования анодной меди золото оказывается сконцентрированным в анодных шламах, откуда его извлекают специальными методами (см. гл. XVII). Для переработки концентратов, содержащих более 2 % As такой метод неприемлем, так как мышьяк нарушает технологию производства чистой катодной меди. Поэтому мышьяковистые концентраты перед отправкой на медеплавильный завод подвергают окислительному обжигу для удаления мышьяка. Окислительный обжиг применяют также при переработке безмышьяковистых пиритных концентратов с целью производства серной кислоты.

Переработка золотосодержащих концентратов на медеплавильных и свинцовых заводах позволяет извлекать золото даже из таких упорных концентратов, применительно к которым окислительный обжиг с последующим цианированием огарка дает низкие технологические показатели. Недостатками этого способа являются повышенные расходы на перевозку и довольно значительные потери золота {до 7—10%), связанные с транспортированием концентрата и многооперационностыо медного и свинцового производства.

Стремление повысить извлечение золота привело к разработке ряда других способов переработки золотосодержащих сульфидных концентратов. К ним относятся окислительно-хлорирующий обжиг, хлоридовозгонка, автоклавное я бактериальное выщелачивание и некоторые другие,

Платиновые металлы, находящиеся в медном концентрате, после обжига, отражательной плавки, конвертирования и огневого рафинирования концентрируются в медных анодах, откуда 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.

поставляемый в Олен (Бельгия). Там этот концентрат подвергают обжигу

Сульфидный концентрат подвергают обжигу с получением сульфата

В отдельных случаях флотационное обогащение не позволяет сконцентрировать все золото в золотосодержащем концентрате. Тем не менее, и в этих случаях применение флотации целесообразно, так как позволяет перевести в концентрат наиболее упорную часть золота, не извлекаемую обычными приемами цианирования, гравитационного обогащения и амальгамации. Полученный флотационный концентрат подвергают специальной переработке, что значительно дешевле, чем перерабатывать таким образом всю массу руды. Золото из хвостов флотации доизвлекают цианированием.

В некоторых случаях содержание сурьмы в руде бывает настолько велико, что стоимость ее соизмерима со стоимостью золота, или даже превосходит ее. Технологические схемы переработки таких руд предусматривают извлечение обоих металлов. Обычно руды подобного типа подвергают флотации с выделением богатого сурьмяного концентрата (50—60 % Sb), в котором концентрируется преимущественно антимонит и некоторое количество золота, и золото-сульфидного концентрата с относительно небольшим содержанием сурьмы. Сурьмяный концентрат подвергают специальной металлургической переработке с целью извлечения сурьмы; золото при этом выдают в виде побочного богатого продукта. Золото-сульфидный концентрат можно перерабатывать различными способами, зависящими от его вещественного состава. Так, при высоком содержании арсенопири-та и присутствии в нем тонковкрапленного золота концентрат обжигают и огарок цианируют. При небольшом содержании мышьяка золото-сульфидный концентрат совместно с сурьмяным отправляют на специальный металлургический завод, где из него доизвлекают сурьму, а золото выдают в виде богатого продукта.

Нередко встречаются углистые руды, золото в которых частично или полностью тонко вкраплено в сульфидные минералы, преимущественно в пирит и арсенопирит. Такие руды, как правило, обогащают флотационным методом. При этом в концентрат переводят углистое вещество, золотосодержащие сульфиды и значительную часть свободного золота. Для вскрытия тонкодисперсного золота и выжигания углерода концентрат подвергают двухстадиальному окислительному обжигу; полученный огарок цианируют. Возможна также переработка концентрата на медеплавильных или свинцовых заводах. Хвосты

Один из них заключается в плавке концентрата на верк-блей1 с предварительным окислительным обжигом. Для сокращения количества материала, подлежащего плавке, концентрат целесообразно перечистить с получением обогащенного золотом продукта, так называемой «золотой головки». Содержание золота в перечищенном концентрате может достигать нескольких килограммов на 1 т материала. Для предотвращения образования при плавке штейна перечищенный концентрат подвергают окислительному обжигу с переводом серы, мышьяка и сурьмы в газовую фазу.

В Тсумебе (Юго-Западная Африка) германий встречается в виде смеси германита и реньерита в медно-свинцово-цииковых рудах этого района. При избирательной флотации этих руд получают германиевый концентрат, поставляемый в Олен (Бельгия). Там этот концентрат подвергают обжигу в вертикальной шахтной печи в восстановительной атмосфере. Сульфид германия отгоняют в виде дыма, который улавливают. Прокаливанием этого конденсата в окислительной атмосфере получают техническую двуокись германия, которую затем подвергают очистке [3].

Сульфидный концентрат подвергают обжигу с получением сульфата и выщелачиванию па электролитическом заводе Колвези. Окисный концентрат спекают и подвергают плавке в электрической печи для получения чернового медно-кобальтового металла, из которого далее путем соответствующей обработки получают анодную медь и кобальтовый шлак, Идущий затем на переработку.

72 новый концентрат 1-го сорта, используемый для производства ферротитана, должен содержать 50—54 % ТЮ2; s=SO,08% P2O5; 0,05% Сг2О3; <1,5% Н2О. Титановый концентрат подвергают окислительному обжигу при 600— 800 °С во вращающейся печи, обогреваемой природным га-гзом. Основной целью обжига ильменитового концентрата является снижение содержания серы (до 0,1—0,15 %), полное удаление влаги, нагрев концентрата перед смешиванием до 300—450 °С для улучшения теплового баланса плавки. Обжиг позволяет также повысить степень окисленности 'концентрата по реакции 2FeTiO3+1/2O2 = Fe2TiO5+TiO2. Влияние степени обжига ильменитового концентрата на показатели производства ферротитана иллюстрируется на рис. 59.

Низкокремнистый ферросиликоцирконий был получен одностадийным процессом путем восстановления концентрата антрацитом в электропечи, причем Ким Ен Хый и Ли Сен Су считают, что в этом случае сначала удаляется кремний по реакции SiO2+C = SiO-f-CO, а затем происходит восстановление циркония. Для обеспечения хорошей газопроницаемости шихты порошкообразный цирконовый концентрат подвергают окомкованию или брикетированию. Одним из важнейших условий осуществления этого процесса является точная дозировка углеродистого восстановителя в шихте. Несоблюдение этого условия приводит к нарушению хода печи вследствие заполнения ванны печи тугоплавкими карбидами или оксидами. Успешному осуществлению этого процесса будет способствовать проведение его в печи с вращающейся ванной, что улучшит условия разрушения карбидов. Высокое извлечение циркония (<:95°/о) и использование дешевого восстановителя делают этот процесс очень перспективным. Был предложен способ выплавки кальцийциркониевого сплава путем восстановления кремнезема и бадделеитового концентрата карбидом кальция и древесным углем. В настоящее время за рубежом большую часть богатых циркониевых сплавов получают восстановлением руд 90%-ным ферросилицием в электропечах. По этому способу смесь из оксида циркония или силиката циркония (ZrO2-SiO2) расплавляют вместе с известью или смесью извести и соды и в расплав вводят ферросилиций. Полученный сплав содержит 40—45 % Zr и 40—45 % Si. Широкое распространение получил алюми-нотермический способ производства силикоциркония с использованием в качестве восстановителя алюминия и кремния. Восстановление ZrO2 алюминием протекает по реакции:

72 новый концентрат 1-го сорта, используемый для производства ферротитана, должен содержать 50—54 % ТЮ2; =??0,08% Р2О5; 0,05% Сг2О3; <1,5% Н2О. Титановый концентрат подвергают окислительному обжигу при 600— 800 °С во вращающейся печи, обогреваемой природным газом. Основной целью обжига ильменитового концентрата является снижение содержания серы (до 0,1—0,15 %), полное удаление влаги, нагрев концентрата перед смешиванием до 300—450 °С для улучшения теплового баланса плавки. Обжиг позволяет также повысить степень окисленности 'концентрата по реакции 2FeTiO3+1/2O2 = Fe2TiO5+TiO2. Влияние степени обжига ильменитового концентрата на показатели производства ферротитана иллюстрируется на рис. 59.

Низкокремнистый ферросиликоцирконий был получен одностадийным процессом путем восстановления концентрата антрацитом в электропечи, причем Ким Ен Хый и Ли Сен Су считают, что в этом случае сначала удаляется кремний по реакции SiO2-f-C = SiO-f-CO, а затем происходит восстановление циркония. Для обеспечения хорошей газопроницаемости шихты порошкообразный цирконовый концентрат подвергают окомкованию или брикетированию. Одним из важнейших условий осуществления этого процесса является точная дозировка углеродистого восстановителя в шихте. Несоблюдение этого условия приводит к нарушению хода печи вследствие заполнения ванны печи тугоплавкими карбидами или оксидами. Успешному осуществлению этого процесса будет способствовать проведение его в печи с вращающейся ванной, что улучшит условия разрушения карбидов. Высокое извлечение циркония (<95°/о) и использование дешевого восстановителя делают этот процесс очень перспективным. Был предложен способ выплавки кальцийциркониевого сплава путем восстановления кремнезема и бадделеитового концентрата карбидом кальция и древесным углем. В настоящее время за рубежом большую часть богатых циркониевых сплавов получают восстановлением руд 90%-ным ферросилицием в электропечах. По этому способу смесь из оксида циркония или силиката циркония (ZrCvSiOs) расплавляют вместе с известью или смесью извести и соды и в расплав вводят ферросилиций. Полученный сплав содержит 40 — 45 % Zr и 40 — 45 % Si. Широкое распространение получил алюми-нотермический способ производства силикоциркония с использованием в качестве восстановителя алюминия и кремния. Восстановление ZrO2 алюминием протекает по реакции: