Если у вас возникли сложности с курсовой, контрольной, дипломной, рефератом, отчетом по практике, научно-исследовательской и любой другой работой - мы готовы помочь.
Предоплата всего
Подписываем
6 ЛАБОРАТОРНАЯ РАБОТА
«ПРОДУКТЫ ПИРОМЕТАЛЛУРГИЧЕСКОГО ПРОИЗВОДСТВА
МЕДИ И НИКЕЛЯ»
6.1 Цель работы
1. Закрепление знаний по технологическим схемам получения ме ди и никеля пирометаллургическими способами, знакомство с продуктами пирометаллургических процессов.
2. Овладение навыками обоснования предлагаемой технологической схемы металлургической переработки различных видов медного и никелевого сырья
3. Анализ технико-экономических показателей процессов.
6.2 Теоретическая часть
В мировой практике переработка медного и никелевого рудного сырья осуществляется как пиро-, так и гидрометаллургическими способами. За рубежом пирометаллургическим способом производят около 85% от общего вы пуска меди и около 60% никеля. На отечественных предприятиях доля меди и никеля, производимых по пирометаллургической технологии, еще выше.
Пирометаллургическая технология производства меди и никеля в подавляющем большинстве случаев предусматривает применение плавки рудного сырья на штейн, обеспечивающей наиболее полное отделение цветны и благо родных металлов от пустой породы и части железа, которые переходят в шлак.
Для переработки окисленных никелевых руд применяют также восстановительную плавку на ферроникель.
Современная пирометаллургическая технология переработки медного и никелевого сырья, основанная на плавке на штейн, включает, кроме того, следующие пирометаллургические процессы:
- конвертирование штейнов;
- огневое рафинирование меди;
- окислительный обжиг никелевого файнштейна;
- восстановительную плавку закиси никеля на товарный или черновой никель.
6.2.1 Пирометаллургическая технология производства
меди из сульфидного сырья
Сульфидные медные руды имеют комплексный характер и низкое содержание меди, в связи с этим их непосредственная металлургическая переработка невыгодна. Руду подвергают селективному флотационному обогаще нию. Основным продуктом обогащения медных руд являются медные кон центраты, содержащие до 50% меди, чаще - от 10 до 30%. Извлечение меди в концентрат при флотации колеблется от 80 до 95%. Отходами обогащения являются отвальные хвосты (рисунок 4).
Рисунок 4 - Принципиальная технологическая схема пирометаллургии меди
Медные руды и получаемые при их обогащении концентраты имеют одинаковый минералогический состав и отличаются лишь количественными соотношениями между различными минералами. Следовательно, физико-химические основы их металлургической переработки будут совершенно одинаковы. Состав различных медных концентратов приведен в таблице 4.
|
Тип концентрата |
Cu |
Pb |
Zn |
Fe |
S |
SiO2 |
Al2O3 |
CaO |
|
18,5 |
- |
- |
31,6 |
35,5 |
5,5 |
2,1 |
0,1 |
|
|
Медный |
17,8 |
0,05 |
- |
26,1 |
34,7 |
14,3 |
2,9 |
0,7 |
|
36,5 |
- |
1,1 |
7,1 |
16,6 |
24,8 |
7,2 |
2,4 |
|
|
13,6 |
- |
8,3 |
28,7 |
39,0 |
1,1 |
3,4 |
0,1 |
|
|
Медно-цинковый |
16,1 |
- |
5,4 |
31,7 |
41,7 |
0,7 |
0,7 |
0,1 |
|
15,7 |
0,8 |
6,8 |
31,6 |
40,4 |
0,7 |
- |
0,1 |
|
|
Медный, никель содержащий |
24,7 |
1,8 Ni |
- |
34,9 |
32,6 |
1,7 |
1,5 |
0,7 |
Таблица 4 - Примерный состав различных медных концентратов, %
Современная пирометаллургия меди, несмотря, на принципиальную общность используемых различными предприятиями технологических схем, преду сматривает несколько вариантов (I-IV) ее практического осуществления (рисунок 4).
Технология получения черновой меди характе ризуется многостадийностью (за исключением варианта IV, предусматри вающего непосредственную плавку концентратов на черновую медь). В каж дой из последовательно проводимых технологических операций постепенно повышают концентрацию меди в основном металлсодержащем продукте за счет отделения пустой породы и сопутствующих элементов, главным образом железа и серы. На практике удаление железа и серы осуществляют за счет их окисления в три (обжиг, плавка, конвертирование), в две (плавка, конвертирование) или в одну стадии.
Наиболее распространенная до настоящего времени технология предусматривает обязательное использование следующих металлургических про цессов: плавка на штейн, конвертирование медного штейна, огневое и электролитическое рафинирование меди. В ряде случаев перед плавкой на штейн проводят предварительный окислительный обжиг сульфидного сырья.
Плавку на штейн медных руд и концентратов - основной технологический процесс - можно проводить практически любым видом рудных плавок. В современной металлургии меди для ее осуществления используют отража тельные, рудно-термические (электрические) и шахтные печи, а также авто генные процессы нескольких разновидностей.
Вследствие низкого содержания меди и комплексного характера руд непосредственная металлургическая переработка такого сырья экономически нецелесообразна, поэтому их подвергают селективному флотационному обогащению с получением концентратов. Флотационные концентраты имеют крупность частиц 74 мкм и влажность 8-12 %.
Обжиг в металлургии меди используют при переработке высокосернистых бедных по меди концентратов и руд. Цель обжига состоит в удалении части серы и окислении некоторого количества железа для перевода их окси дов в шлак при последующей плавке. В шихту обжига, как правило, вводят флюсующие добавки (кварц, известняк) для получения шлака выбранного со става. При обжиге решаются и другие задачи: получение газов, пригодных для получения серной кислоты, усреднение, разогрев шихты (быстрее плавит ся).
Полнота обжига определяется величиной десульфуризации (Д), т. е. отношением количества серы, удаленной в газы, к ее первоначальному содержанию в шихте. Десульфуризацию выражают в процентах. При Д=100% обожженный материал будет полностью состоять из оксидов и при последующей плавке штейн не получится. Поэтому обжиг проводят частично с тем, чтобы получит штейн, содержащий не менее 25-30% меди.
В шахтных печах можно перерабатывать только кусковой материал; в этом случае проводят окислительный обжиг со спеканием на агломерацион ных машинах - агломерирующий обжиг.
Плавка на штейн является одним из важнейших переделов технологиче ской схемы пирометаллургического способа получения меди. Основная зада ча передела - максимально высокое извлечение цветных металлов. Совре менные процессы плавки обеспечивают извлечение до 94-98 % меди.
Другая важная задача состоит в осуществлении процесса с минималь ными затратами энергии. Применяют следующие виды плавки на штейн:
Отражательная плавка - это традиционный способ переработки бо гатых сульфидных и карбонатных руд, обожженных и необожженных (сы рых) флотационных концентратов. В печи перерабатывают также конвертер ные шлаки, оборотные пыли. В качестве топлива используют природный газ, мазут, угольную пыль. В мировой практике примерно 35% меди получают с использованием отражательной плавки.
Основной целью отражательной плавки медьсодержащего сырья явля ется расплавление шихты с получением штейна и шлака, обеспечивающее максимальный перевод в штейн меди и сопутствующих ценных компонентов (например, золота и серебра), и ошлакование пустой породы.
Содержание меди в штейне колеблется от 20 до 60 % и зависит в основном от состава шихты, поскольку регулировать состав штейна невозможно.
Шлака образуется в 1,1-1,5 раза больше, чем штейна. Состав шлака, %: 30-46 SiO2; 32-46 FeO; до 15 СаО; до 12 Al2O3.
Отражательная плавка имеет ряд недостатков: низкая удельная производительность; высокий расход топлива; низкий тепловой КПД; трудности утилизации бедных серосодержащих газов; высокий расход огнеупоров.
Плавка в рудно-термических электрических печах. Принципиальное отличие электроплавки состоит в том, что шихта в печи плавится за счет джоулева тепла, выделяющегося при пропускании электрического тока через шлаковый расплав. Перед плавкой сырье нуждается в сушке. Для плавки медного сырья используют шестиэлектродные электропечи. Удельная производи тельность электрических печей выше, чем производительность отражатель ных печей, и достигает 13 т/м в сутки, для электроплавки характерен невысо кий выход шлака и меньшие абсолютные потери с ним металлов. Расход электроэнергии при электроплавке медных концентратов зависит от их соста ва и влажности и колеблется от 380 до 550 кВтч/т шихты.
Электропечи целесообразно использовать для тугоплавких концентра тов, богатых медью и бедных по сере, в районах с дешевой электроэнергией. Доля электроплавки в общем объеме производства меди не превышает 5% .
Плавка в шахтных печах - это наиболее старый способ плавки на штейн. В шахтных печах можно перерабатывать только кусковой материал (20-100 мм) для обеспечения газопроницаемости столба шихты.
В производстве меди используют следующие разновидности шахтной плавки: восстановительная, пиритная, полупиритная, медно-серная.
Восстановительную плавку используют для переработки окисленного или вторичного сырья (медный, латунный лом, стружка, шлаки литейные и рафинировочные).
Пиритная плавка пригодна для переработки высокосернистых руд, содержащих более 75% пирита (около 40-42 % серы). Такой материал теоретически может плавиться без топлива. Тепло выделяется при окислении пирита и халькопирита. Теплотворная способность высокосернистой шихты состав ляет 5000-6000 кДж/кг (1 кг FeS; энергетически эквивалентен 0,2 кг кокса).
Из-за отсутствия богатых колчеданных руд пиритная плавка потеряла свое практическое значение, но она является прототипом современных автогенных процессов, и на ее основе были разработаны полупиритная и медно серная плавки.
Полупиритную плавку проводят, если в шихте недостаточно сульфидов для автогенности плавки, а недостаток тепла компенсируют добавкой кокса.
При полупиритной плавке получают штейны, содержащие 15- 0 % ме ди; шлаки содержат, %: 35-40 SiO2; 45-60 FeO; 3-2 CaO; 0,3-3,5 Си. Расход кокса 5-12 % массы шихты, степень десульфуризации 60-75%; удельный проплав - 60-120 т/м в сутки.
Медно-серная плавка представляет собой пиритную плавку высокосернистых руд в комбинации со специальной обработкой печных газов с целью получения серы в элементном состоянии.
Шахтная плавка - интенсивный и сравнительно дешевый процесс. Конструкция печей проста, характерен низкий расход огнеупоров, невысокий расход топлива. Применение шахтной плавки ограничено отсутствием кускового рудного сырья и низкой степенью комплексности его использования.
Традиционные технологические схемы переработки сульфидного сырья перестали удовлетворять требованиям по охране окружающей среды, а увеличение затрат на сырье, топливо, заработную плату, капитальные вложения привели к снижению экономической эффективности производства цветных металлов.
Новые технологические процессы основаны на использовании тепла, выделяющегося при окислении сульфидов. Такие процессы получили назва ние автогенных плавок. Принцип автогенности использовался ранее (пиритная плавка) и широко применяется в традиционных технологиях (окислитель ный обжиг, конвертирование штейнов).
Сульфидные концентраты относятся к низкоэнергетическим видам топлива. Для их автогенной переработки требуются или подогрев дутья, или его обогащение кислородом. Оба эти приема широко используются в практике.
Развитие автогенных процессов привело к созданию двух способов их реализации, отличающихся местом окисления и плавки сульфидов; взвешен ная плавка и плавка в расплаве. В первом случае окислительные процессы протекают в шихтово-дутьевом факеле, а формирование фаз завершается в жидкой ванне, куда попадают расплавленные частицы шихты. При плавке в расплаве окислительное дутье и шихту подают в ванну расплава, где происходит окисление и формирование фаз.
Кислородно-факельная плавка (КФП) - полностью автогенный про цесс плавки медных концентратов в факеле с использованием в качестве окислителя технологического кислорода (95 % О2). В печи сжигают сухую сульфидную шихту в горизонтальном факеле. Значительная часть сульфидов меди и железа окисляется, образуется много магнетита, получают богатые по меди шлаки. При плавке получают штейн с содержанием 50-55 % меди.
Газы удаляются через газоход в центре печи. Они содержат 60-80 % SO2; их используют для производства жидкого диоксида серы или серной ки слоты.
Производительность печи 10-12 т/(мсут). Для процесса КФП харак терно выделение большого количества избыточного тепла, поэтому стены, свод и газоход имеют водоохлаждаемые кессоны.
Взвешенная (финская) плавка. Этот процесс разработан фирмой «Оутокумпу» и в настоящее время является наиболее аппаратурно и технологически отработанным и распространенным. Его используют во многих странах мира для переработки медных, никелевых и пиритных концентратов. Плавку осуще ствляют на подогретом до 450-500°С воздушном дутье или на дутье, обога щенном кислородом до 30-50%. Используют и комбинированное дутье.
При плавке получают штейн с содержанием меди 50-60%, шлаки, содержащие 0,7-2,0% меди, и газы (14-16% SO2), используемые для производ ства серной кислоты или элементной серы.
Шлаки подвергают обеднению флотацией, электроплавкой или обра боткой пиритом. Производительность печей достигает 1500т/сут шихты или 8-10 т/(м2сут).
Плавка Ванюкова (ПВ). В ней используется принцип плавки в жидкой ванне. Сырье непрерывно загружают на поверхность расплава, барботируемого кислородсодержащим газом. Плавка и окисление сульфидов происходит в расплаве шлака (а не штейна!). Плоскость сечения печи в области фурм делит внутренний объем печи на две части: верхнюю надфурменную (барботируемую) и нижнюю подфурменную, где расплав находится в сравнительно спо койном состоянии. Физико-химические процессы формирования штейна, шлака, укрупнение частиц штейна осуществляются в надфурменной зоне. Крупные капли сульфидов оседают в слое шлака, и в подфурменной зоне об разуются слои шлака и штейна. Продукты плавки непрерывно выпускают че рез соответствующие сифоны в противоположных сторонах печи.
Для плавки пригодна шихта различной крупности: и флотоконцентраты, и кусковый материал крупностью до 50 мм. Влажность шихты может дости гать 10%. Автогенность процесса регулируют содержанием кислорода в ду тье, которое находится в пределах 40-70%. Отходящие газы (40-60% SО2) используют в производстве серной кислоты. В связи с тем, что шихта плавит ся в шлако-штейновой эмульсии, пылевынос не превышает 1% .
Удельная производительность агрегата достигает 80т/(мсут). Содержание меди в шлаках составляет 0,01% от содержания в штейне.
Оценивая различные способы плавки сульфидных медных шихт, можно констатировать, что традиционные методы плавки в отражательных, электрических и шахтных печах теряют свое значение.
Получают распространение новые прогрессивные автогенные или полуавтогенные процессы, позволяющие использовать для плавления шихты теплотворную способность сульфидов, сокращают или полностью исключа ют использование посторонних источников энергии. Эти процессы имеют повышенную удельную производительность, увеличивают степень использования серы, сокращают капитальные и эксплуатационные затраты, снижают загрязнение окружающей среды.
Автогенные процессы проводят путем окисления сульфидов во взвешенном состоянии (в факеле) или после их предварительного расплавления (в расплавах). Плавка во взвешенном состоянии предусматривает специальную подготовку шихты по гранулометрическому составу и влажности. Для процессов плавки во взвешенном состоянии характерны относительно невысокая про изводительность (не более 10т/(мсут) и большой пылевынос (до 10%).
Процессы, основанные на окислительном плавлении в расплавах, более производительны, не требуют глубокой сушки шихты, ее измельчения и поэтому получают все большее распространение. Автогенные процессы позволяют полу чать богатые штейны, содержащие от 40 до 75% меди и даже черновую медь.
Как правило, при этом получают богатые по меди шлаки, которые обедняют в отдельных электропечах или флотацией специально охлажденно го тонкоизмельченного шлака.
Любой вид плавки заканчивается получением промежуточного продук та - медного штейна. Содержание основных компонентов в штейнах колеб лется в следующих пределах: меди от 8-12 до 65-75%; железа от 2-4 до 44-46%; серы 24-26% . Кроме меди, серы и железа, штейны содержат ряд сопутствующих ценных элементов и вредных примесей.
Конвертирование штейнов. Цель конвертирования состоит в окисле нии сульфидов и части примесей, их ошлаковании в присутствии кварцевого флюса и получении черновой меди.
Технологически конвертирование состоит из двух периодов. Первый пери од заключается в получении белого матта (белого штейна) - расплава Cu2S. Для этого расплав продувают воздухом в присутствии кварцевого флюса. Образую щийся шлак сливают, и заливают новые порции штейна. Так поступают до тех пор, пока в конвертере не накопится нужное количество Cu2S (примерно 0,8 от емкости аппарата). Температура расплава в конвертере составляет 1200-1280°С. Повышение температуры приводит к повышенному износу футеровки, поэтому ее регулируют загрузкой в конвертер холодных материалов (твердый штейн, обороты, вторичное сырье, цементная медь, гранулированные концентраты). Чем беднее штейн по меди (больше сульфида железа), тем больше выделяется тепла и требуется больше холодных материалов.
Часть железа переокисляется до магнетита (Fe3O4), что приводит к повышенному содержанию в шлаках меди. Обычно это 1,5-3,0%, и конвертерные шлаки с целью до извлечения меди возвращают в оборот (в плавку на штейн) либо подвергают самостоятельной переработке.
Продолжительность первого периода определяется содержанием меди в штейне и количеством подаваемого воздуха (на 1 кг FeS требуется 2 м воз духа). Продуктами первого периода являются конвертерный шлак, газы и бе лый штейн (78-80% меди).
Второй период - получение черновой меди включает окисление суль фида меди и взаимодействие оксида меди с ее сульфидом. Второй период протекает непрерывно, он более напряжен в тепловом отношении, поэтому его проводят без остановок и без добавок каких-либо холодных материалов.
Для конвертирования применяют горизонтальные конвертеры.
В процессе конвертирования медных штейнов получают черновую медь, конвертерные шлаки, оборотную конвертерную пыль и газы.
Черновая медь является конечной продукцией процесса конвертирования медных штейнов. Содержание меди в черновой меди составляет 97,5-99%. Наряду с этим, в ней содержится ряд примесей: никель, железо, сера, селен, теллур, драгоценные металлы, а также газы (диоксид серы, кислород, азот). Примеси находятся в черновой меди в растворенном состоянии как в свобод ном виде (никель, азот), так и в форме химических соединений (Cu2S, Cu2O, SO2 и т. д.).
Плотность чистой электролитной меди 8,9 т/м , температура плавления 1083 оС. Никель повышает температуру плавления меди, остальные примеси, в тех количествах, в которых они присутствуют в черновой меди, как прави ло, снижают ее плотность и температуру плавления. Химический состав чер новой меди приведен в таблице 5.
Таблица 5 - Химический состав черновой меди
|
Наименование продукта |
Массовая доля, % |
|||||
|
Медь |
Никель |
Железо |
Сера |
Кислород |
Прочие |
|
|
Медь черновая |
97,5-98,6 |
0,5-1,2 |
0,02-0,6 |
0,06-0,1 |
0,35-0,6 |
0,47-0,54 |
|
Среднее значение |
98,4 |
0,55 |
0,03 |
0,07 |
0,43 |
0,52 |
Качество черновой меди определяется содержанием никеля: чем боль ше содержание никеля в черновой меди, тем хуже ее качество.
Черновая медь подразделяется на несколько марок согласно ТУ-48-7 21-89 (таблица 6).
Таблица 6 - Марки черновой меди
|
Марка |
Химический состав, % |
|||||
|
Сумма Cu, Ag, Au не менее |
Примеси, не более |
|||||
|
Sb |
As |
Ni |
Bi |
Pb |
||
|
1 |
2 |
3 |
4 |
5 |
6 |
7 |
|
МЧ 0 |
99,5 |
0,03 |
0,03 |
0,1 |
0,002 |
0,1 |
|
МЧ 1 |
99,4 |
0,05 |
0,05 |
0,2 |
0,005 |
0,1 |
|
МЧ 2 |
99,2 |
0,08 |
0,08 |
0,3 |
0,01 |
0,2 |
|
МЧ 3 |
98,8 |
0,15 |
0,15 |
0,75 |
0,02 |
0,2 |
|
МЧ 4 |
98,3 |
0,2 |
0,2 |
0,85 |
0,03 |
0,4 |
|
МЧ 5 |
97,5 |
0,3 |
0,3 |
0,9 |
0,04 |
0,4 |
|
МЧ 6 |
96 |
0,35 |
0,35 |
1 |
0,05 |
Не нормир. |
Черновая медь поступает на дальнейшую переработку на огневое рафинирование. При повышении содержания никеля в черновой меди в значительной степени увеличивается продолжительность процесса ее огневого ра финирования, увеличивается количество получаемого при этом анодного шлака, что способствует образованию настылей и уменьшению рабочего объема анодных печей, уменьшается также извлечение меди в анодную медь.
Черновая медь не ядовита, не токсична и не взрывоопасна.
Конвертерные шлаки, полученные при конвертировании медных штейнов, представляют собой железосиликатный расплав на основе фаялита с рас творенными в нем магнетитом и оксидами цветных металлов. В растворе в не большом количестве присутствуют сульфиды. Магнетит может присутствовать в концентрации, превышающей предел растворимости в фаялите (27-28%). В этом случае часть магнетита может находиться в виде самостоя тельной фазы. Качество шлака при этом резко ухудшается.
Цветные металлы в шлаках связаны с кислородом, серой, а медь в небольших количествах может присутствовать в виде металла (таблица 7).
Жидкие конвертерные шлаки являются оборотными продуктами и для дальнейшей переработки направляются в плавильные печи с целью доизвлечения из них цветных металлов.
Таблица 7 - Формы нахождения цветных металлов в шлаках
|
Металл |
Содержание, % |
||
|
Сульфидная |
Окисленная |
Металлическая |
|
|
Медь |
88-92 |
4-6 |
4-5 |
|
Никель |
30-35 |
65-70 |
0 |
|
Кобальт |
5-10 |
90-95 |
0 |
В результате интенсивной продувки расплава воздухом конвертерный процесс всегда сопровождается некоторым разбрызгиванием массы, которая выносится в газоходную систему и там улавливается в виде пыли. Частично из конвертера выносится мелкая фракция песчаника и холодных оборотов. Выход конвертерной пыли составляет 1,0-1,7% от веса штейна. Ее состав приведен в таблице 8.
Таблица 8 - Химический состав конвертерной пыли
|
Наименование продукта |
Массовая доля, % |
|||||
|
Никель |
Медь |
Кобальт |
Железо |
Сера |
SiО2 |
|
|
Конвертерная пыль никелевого конвертирования |
13,0-15,0 |
9,0-15,0 |
0,40-0,65 |
11,0-13,0 |
10,0-12,0 |
19,0-20,0 |
|
Конвертерная пыль медного конвертирования |
5,0 |
29,9 |
- |
3,1 |
15,0 |
- |
Отходящие газы конвертеров содержат сернистый газ SO2, азот N2, неиспользованный кислород воздуха и незначительное количество серного газа SO3.
Черновая медь обычно содержит, %: 97,5-99,5 Сu; 0,03-0,35 S; 0,01-0,1 Fe; 0,1-0,5 Ni; 0,05-0,26 Pb; 0,03-0,3 As; 0,03-0,2 Sb; до 0,05 Bi; до 0,1 Sn; до 0,03 Zn; до 0,1 Se и Те; 0,1 Os; 0,003-0,04 (30-400 г/т) Au; 0,002-0,3 (20-3000 г/т) Ag.
Для непосредственного технического применения черновая медь не пригодна, и поэтому ее обязательно подвергают рафинированию с целью очистки от вредных примесей и попутного извлечения благородных метал лов, селена и теллура. Рафинирование меди проводят в два этапа - огневое и электролитическое.
Цель операции огневого рафинирования - подготовить черновую медь к электролитическому рафинированию, т. е. удалить вредные примеси (ки слород, серу, железо, никель, цинк, свинец, мышьяк, сурьму, растворенные газы) и получить отливки меди в форме плотных ровных пластин постоянной массы. В результате огневого рафинирования содержание меди в анодах по вышается до 99,4-99,6%. Огневое рафинирование осуществляют продувкой расплава воздухом.
Огневое рафинирование меди - периодический процесс; он состоит из следующих стадий: загрузка печи, плавление твердой меди или разогрев жидкой, окисление меди и съем шлака, восстановление (дразнение) и разлив ка анодной меди.
В конце окислительной продувки шлаки удаляют из печи; они содер жат до 50% меди, их выход 1-2% от массы меди.
Продутая воздухом медь содержит остатки оксидов меди и газовые включения, их удаляют при восстановительной обработке расплава («дразне ний» на плотность и ковкость).
Основная цель электролитического рафинирования - получение ме ди, удовлетворяющей по электропроводности требованиям международного стандарта (1,72410-6 Омсм). Такая медь содержит обычно более 99,96% меди, около 0,02% кислорода и 0,02% нормируемых в сумме девяти приме сей. Дополнительная задача - концентрирование селена, теллура, золота и серебра в богатый полупродукт - шлам.
6.2.2 Пирометаллургическая технология переработки
окисленных никелевых руд
Основным сырьем для производства никеля являются окисленные никелевые и сульфидные медно-никелевые руды. Окисленные никелевые руды являются рудами вторичного происхождения. Они содержат незначительное количество никеля - от десятых долей до 1,5÷3,5%. В основном эти руды состоят из пустой породы. В рудах обязательно содержится кобальт. Отноше ния никеля к кобальту в них составляет (25÷40) : 1.
По внешнему виду окисленные никелевые руды похожи на глину. Для них характерно пористое, рыхлое строение, малая механическая прочность кусков, высокая гигроскопичность. Такое физико-химическое состояние окисленных никелевых руд делает невозможным механическое вскрытие индивидуальных минералов, содержащих никель, и, следовательно, их отделение от пустой породы при обогащении традиционными методами.
Из-за отсутствия рациональных методов обогащения, окисленные никелевые руды поступают непосредственно в металлургическую переработку.
Окисленные никелевые руды перерабатывают по схеме (рисунок 5) с использованием шахтных печей. Из-за неоднородности их состава руду разных сортов смешивают - усредняют. Шахтная печь способна перера батывать прочную, кусковую шихту, поэтому перед плавкой руды окусковывают. Для этого используют два способа окускования: брикетирование или аг ломерацию.
Брикетирование - простая и дешевая операция, однако прочные брике ты удается получать только из железистых разновидностей руд; брикеты со держат влагу и газонепроницаемы.
Агломерация (спекание) - более сложный и дорогой процесс, но он позволяет получать хорошо подготовленный, пористый и достаточно прочный материал для шахтной плавки.
Шахтная плавка окисленных никелевых руд (брикетов или агломерата) заключается в максимальном переводе никеля в легкоплавкий богатый по никелю полупродукт - штейн.
В шахтной печи одновременно протекают процессы восстановления и образования сульфидов, поэтому плавку называют восстановительно сульфидирующей.
Окисленная никелевая руда (ОНР)
Рисунок 5 - Принципиальная технологическая схема переработки ОНР
Сульфиды никеля Ni3S2 и железа FeS образуют штейн, в нем растворяются восстановленные металлический никель и железо (ферроникель), суль фиды меди и кобальта. Таким образом, по вещественному составу штейн со стоит из Ni3S2, FeS, Ni, Fe, Cu2S и CoS; он содержит, %: 16-20 Ni; 18-22 S; 0,5-1,0 Co; 55-60 Fe. Степень металлизации штейна колеблется от 20 до 40%, температура его плавления -1100°С.
Оксиды пустой породы руды, флюсов, зола кокса сплавляются, взаимодействуют друг с другом и образуют шлак.
Количество шлака при плавке достигает 96-100% от массы агломера та, его состав,%: 44-46 SiO2; 8-12 MgO; 18-22 FeO; 4-10 А12О3; 15-18 CaO; 1,5-2,0 Cr2О3. Температура жидкоплавкости таких шлаков находится в ин тервале 1250-1350°С, плотность шлаков - 3,3-3,6 г/см3.
Г азы шахтных печей очищают от пыли и направляют в атмосферу; пы ли - на стадию шихтоподготовки.
Никелевые штейны направляются на конвертирование. Цель передела - полный перевод железа в шлак, окисление части серы с получением файн штейна (богатого штейна). Сущность процесса состоит в продувке расплава воздухом в агрегатах, аналогичных конвертерам, используемым в металлур гии меди, но меньших по емкости (20-40 т).
Файнштейн, получаемый в результате конвертирования никелевого штейна, имеет следующий состав, %: 76-78 Ni; 18-19 S; 0,4 Co; 0,26 Fe; 2,5 Cu.
Второй продукт продувки никелевого штейна - конвертерный шлак. На заводах, перерабатывающих окисленную никелевую руду через восстано вительно-сульфидирующую плавку и конвертирование, конвертерные шлаки служат сырьем для получения кобальта. Поэтому на таких заводах кобальт стремятся максимально перевести в конвертерный шлак. В настоящее время в конвертерный шлак переходит 90-95% всего кобальта, поступающего со штейном, и 30-40% от всего кобальта, поступающего с рудой.
Шлаки от конвертирования никелевых штейнов содержат заметно меньше магнетита (10-13%) по сравнению с аналогичными расплавами мед ного и свинцового производства.
Конвертерные шлаки никелевых заводов отличаются от аналогичных шлаков медеплавильных заводов более высоким содержанием кремнезема (28-32% против 23-27%), окиси кальция и глинозема.
Плотность конвертерного шлака никелевого производства составляет 4,2-4,5 т/м3, поверхностное натяжение 30-40 мкДж/см2 (300-400 эрг/см2).
Конвертерные шлаки поступают на переработку в электропечи для обеднения.
Выход пыли при конвертировании составляет 1-3% от массы переработанного штейна. Содержание никеля в пыли 25-30%. Газы содержат азот и диоксид серы (1,5-2,5 SO2).
Переработка никелевого файнштейна на огневой никель включает проведение двух стадий обжига и восстановительной электроплавки оксида никеля.
Цель окислительного обжига файнштейна - удаление серы до содержа ния не более 0,02% и перевод никеля в NiO. Глубокое удаление серы требует высоких температур, а сульфид никеля - легкоплавкий (788°С). Поэтому окисление проводят в две стадии. Вначале измельченный файнштейн обжи гают в печах КС и удаляют серу до остаточного содержания 1-1,5%. Для по вышения тугоплавкости материала файнштейн смешивают с оборотной пы лью; это дает возможность проводить обжиг при 950-1000°С.
Огарок с температурой 700-800°С поступает на сульфатохлорирующий обжиг в трубчатый реактор. К горячему огарку добавляют 10-15% природно го сильвинита (NaCI, KCl). Медь, присутствующая в огарке, образует водорастворимые соединения CuSO4 и CuCl2 в отличие от водонерастворимых окси дов железа, никеля и кобальта. Хлорированный огарок выщелачивают для пе ревода меди в подкисленный раствор. При этом обезмеживание огарка проис ходит на 75-80%. Огарок после выщелачивания содержит не более 0,3-0,4% Cu.
Обезмеженный огарок обжигают в трубчатой печи при температуре 1200-1300°С. Высокая температура и окислительная атмосфера позволяют снизить содержание серы до 0,02%.
Из обжиговой печи огарок ссыпают в трубчатый реактор, куда подают 5-8% нефтяного кокса. Используют тепло огарка для восстановления оксида никеля по реакции NiO + С = Ni + СО. Из реактора огарок выходит охлажденным и металлизированным с содержанием никеля 82-86%, это упрощает и удешевляет его переработку в электропечи.
Электроплавка оксида никеля состоит из ряда операций: шихтовка с восстановителем, загрузка шихты и ее расплавление, доводка металла, вы пуск и грануляция никеля.
Товарный огневой никель (марки Н-3) содержит не менее 98,6 % Ni; не более 0,6% Сu и 0,1% С. Извлечение никеля в гранулы составляет 98,0-98,6%.
Существенными недостатками схемы переработки окисленных никелевых руд являются многостадийность технологии, большой расход дорогого и дефицитного кокса, низкое извлечение никеля и кобальта, полная потеря желе за.
6.2.3 Пирометаллургическая переработка сульфидных
медно-никелевых руд
Сульфидные медно-никелевые руды имеют сложный состав, техноло гия их переработки предусматривает разделение никеля и меди, извлечение кобальта, драгоценных и редких металлов, использование серы для производства серной кислоты (рисунок 6).
Основным способом обогащения сульфидных медно-никелевых руд является флотация. Иногда флотационному обогащению предшествует магнитная сепарация, направленная на выделение пирротина в самостоятельный продукт. В таблице 8 приведены составы продуктов обогащения медно-нике левых руд.
Медно-никелевые концентраты обжигают либо агломерируют, либо окатывают с последующим обжигом окатышей.
Подготовленный одним из способов концентрат можно плавить в отражательных, шахтных и электрических печах на штейн и шлак.
Медно-никелевая руда
Рисунок 6 - Принципиальная технологическая схема переработки сульфидных медно-никелевых руд
Штейн состоит из сульфидов никеля Ni3S2, меди Cu2S, кобальта CoS и железа FeS. В шлак переходит пустая порода рудного сырья. Штейн перерабатывают в конвертерах с целью удаления почти всего железа и части серы и по лучения медно-никелевого файнштейна. При конвертировании, в отличие от конвертирования никелевого штейна, кобальт стремятся сохранить в файнштейне. Для этого железо полностью из файнштейна не удаляют, оставляя 3-4%.
Таблица 8 - Состав продуктов обогащения медно-никелевых руд, %
|
Концентрат |
Ni |
Си |
Fe |
S |
SiO2 |
|
Коллективный |
3,6-6,5 |
3,0-6,0 |
38-40 |
28-30 |
22-14 |
|
Медный |
1,5-1,6 |
25-30 |
40-45 |
32-34 |
1-4 |
|
Никелевый |
6,0-11,0 |
4-6 |
37-40 |
25-29 |
14-20 |
|
Пирротиновый |
0,1-1,5 |
0,05-0,17 |
55-60 |
36-37 |
1-3 |
Файнштейн состоит в основном из сульфидов никеля и меди. Их разделяют флотацией и получают два продукта: никелевый концентрат, в который переходит большая часть никеля, кобальта, металлов платиновой группы и медный концентрат с содержанием меди 70-72%. Медный концентрат пере рабатывают на медном заводе по стандартной технологии, а никелевый кон центрат от флотационного разделения файнштейна (70%Ni и 4%Сu) обжигают в печах кипящего слоя (КС). Огарок плавят в электропечи, металл отли вают в аноды, которые подвергают электролитическому рафинированию с получением чистого катодного никеля. При очистке электролита от примесей получают кобальтовый кек, его отправляют в кобальтовое производство. Драгоценные металлы, селен, теллур концентрируются в шламе электролизеров.
Газы никелевой плавки, конвертеров и обжиговых печей используют для производства серной кислоты.
Подготовка медно-никелевых концентратов к плавке состоит в получе нии материала в нужном физико-механическом состоянии для плавки и уда лении части серы для получения штейна заданного состава.
Плавку медно-никелевых руд и концентратов можно осуществлять в отражательных печах; теория и практика этого процесса аналогичны плавке мед ных концентратов. Однако при содержании в сырье более 10% MgO отража тельная плавка малопроизводительна и требует большого расхода топлива.
Могут быть использованы шахтные печи. По существу это полупиритный процесс. При повышенном содержании тугоплавких компонентов пус той породы в шихту вводят большое количество конвертерного шлака, и плавка становится экономически нерациональной.
На отечественных заводах для плавки медно-никелевой шихты используют электроплавку в рудно-термических печах. Протекающие процессы об разования штейна и шлака не отличается от таких процессов при отражательной плавке и электроплавке медных концентратов.
Жидкими продуктами электроплавки являются штейн и шлак. Штейн выделяют из печи с температурой 1100-1150°С; его состав, %: 7-16 Ni; 7-12 Сu; 0,3-0,5 Со; 47-55 Fe; 23-27 S.
Шлак представляет собой сплав оксидов кремния SiO2, железа FeO, магния MgO и алюминия А12О3. Температура шлака колеблется в интервале 1250-1400°С; это отвальный продукт, %: 0,07-0,11 Ni; 0,06-0,10 Сu; 0,03 0,04 Со; 41-45 SiO2; 24-30 FeO; 10-22 MgO; 5-12 А12О3; 3-5 CaO.
Электропечные газы образуются за счет термической диссоциации сульфидов (десульфуризация 10-20%), карбонатов и горения углеродистых составляющих шихты и электродов.
Конвертирование медно-никелевых штейнов осуществляют в горизонтальных конвертерах емкостью 75-100 т. Этот процесс отличается от конверти рования никелевого штейна отсутствием периода окисления металлического же леза, т. к. медно-никелевые штейны менее металлизированы. От переработки медных штейнов процесс отличается отсутствием второго периода продувки на металл; для этого требуются высокие температуры (1700-1800°C), при которых быстро разрушается футеровка. В связи с этим при конвертировании ограничи ваются получением файнштейна, как при конвертировании никелевого штейна.
Медно-никелевый файнштейн представляет собой сплав сульфидов ме ди, никеля и кобальта. В файнштейне растворяются металлы платиновой группы. С тем чтобы оставить кобальт в файнштейне, окисляют не все желе зо и заканчивают продувку при содержании железа в файнштейне 2,5-3,0%.
Количественный минералогический состав медно-никелевого файнштейна зависит от его химического состава. Химический состав представлен в таблице 9.
Плотность файнштейна составляет 5,6-5,8 т/м , а температура плавления 880-920оС, в зависимости от его химического и минералогического состава.
Таблица 9 - Химический состав медно-никелевого файнштейна
|
Наименование |
Массовая доля, % |
|||||
|
продукта |
Никель |
Медь |
Кобальт |
Железо |
Сера |
Прочие |
|
Файнштейн медно никелевый |
33,0-50,0 |
23,0-40,0 |
0,60-2,00 |
2,0-3,7 |
21,5-23 |
до 1,00 |
|
Среднее значение |
43,8 |
29,0 |
1,18 |
2,9 |
22,8 |
0,32 |
Выплавленный файнштейн поступает на розлив и охлаждение. По условиям последующего механического (флотационного) разделения отношение меди к никелю в файнштейне должно составлять около единицы, содер жание железа не более 2,5-3,5% и максимально возможное содержание серы.
Конвертерные шлаки содержат 2,0-2,5% суммы никеля, меди и ко бальта, их обедняют в отдельных электропечах бедной сульфидной рудой или бедным штейном. При этом получают отвальный шлак и штейн, обога щенный кобальтом, направляемый также на конвертирование, В результате такой переработки конвертерного шлака извлечение кобальта из руды в мед но-никелевый файнштейн составляет около 60%.
Разделение меди и никеля осуществляют флотацией или через получе ние карбонилов никеля.
Получение анодов из никелевого концентрата, получаемого при флотационном разделении файнштейна, предусматривает окислительный обжиг и восстановительную электроплавку огарка.
Физико-химические основы и практика обжига аналогичны обжигу медных, цинковых концентратов и никелевого файнштейна. Так как никеле вые аноды подвергают электролитическому рафинированию, отсутствует необходимость в глубокой десульфуризации при обжиге; сера связана с Cu2S и перейдет в шлам.
Обжиг проводят в одну стадию в печах кипящего слоя при 1100-1200°С, полученный огарок содержит менее 0,5% серы.
Огарок, выпускаемый из печи КС, предварительно восстанавливают в трубчатом отапливаемом реакторе с целью экономии электроэнергии при последующей плавке на черновой никель.
Восстановительную плавку огарка проводят в дуговых электропечах по технологии, близкой к восстановительной электроплавке на огневой никель. Г отовый металл разливают в аноды на карусельной или ленточной разливочной машине. Анодный никель содержит, %: 89-92 Ni; 4-5 Си; 1,5-3,5 Fe; 0,1-0,3 Co; до 2,0 S. Анодный никель направляют на электролитическое рафинирование.
Электролиз никеля — сложный процесс, во многом отличающийся от электролиза меди, т. к. требует глубокой очистки электролита от примесей других металлов.
Основная особенность электролиза никелевого анода состоит в том, что на катоде вместе с ионами никеля могут восстанавливаться ионы других эле ментов, имеющих потенциал, более электроположительный, чем у Ni(II).
Чтобы обеспечить осаждение на катоде никеля, катодное пространство в электролитной ванне отделяют от анодного диафрагменной ячейкой. Ее из готовляют из брезента либо другой кислотоупорной проницаемой ткани, на тянутой на каркас. Катодную основу помещают в диафрагменной ячейке. Электролит, поступающий внутрь катодной ячейки, называют католитом, а вытекающий из нее через диафрагму, - анолитом.
Электролитическое рафинирование никеля обеспечивает получение чистого металла марок Н-0 и Н-1 и попутное извлечение ценных спутников: кобальта, меди, платиноидов, золота, серебра, селена и теллура.
Различие физико-химических свойств продуктов пирометаллургическо го производства меди и никеля позволяет визуально отличить их друг от дру га.
6.3 Порядок выполнения
1. Изучить состав штейнов, шлаков, черновых и катодных металлов. При изучении образцов обратить внимание:
2. На основании изучения образцов дать их краткую характеристику.
3. Рассчитать рациональный состав медного концентрата в соответст вии с вариантом индивидуального задания (таблица 10)
По данным минералогического анализа, медь в концентрате находится в виде халькопирита (CuFeS2) и ковеллина (CuS) в соотношении 1:1, никель - пентландита (NiFeS2), цинк - сфалерита (ZnS), все остальное железо - в виде пирита (FeS2) и пирротина (Fe7S8) в соотношении 2:1. Пустая порода представлена кварцевым песком (SiO2), известняком (СаСО3) и глиноземом (Al2O3). Содержание серы и прочих берется из расчетов.
Таблица 10 - Химический состав медного концентрата
|
Номер варианта |
Содержание, % |
||||||
|
Cu |
Zn |
Ni |
Fe |
SiO2 |
CaO |
Al2O3 |
|
|
1 |
26,0 |
- |
2,0 |
28 |
2,5 |
2,0 |
2,5 |
|
2 |
22,0 |
- |
1,5 |
29 |
3,0 |
2,5 |
3,0 |
|
3 |
24,0 |
- |
2,0 |
30 |
3,5 |
2,0 |
3,5 |
|
4 |
23,0 |
- |
1,6 |
27 |
2,8 |
2,4 |
2,8 |
|
5 |
21,0 |
- |
1,5 |
29 |
3,2 |
1,8 |
3,2 |
|
6 |
20,0 |
- |
1,7 |
30 |
3,6 |
1,2 |
2,8 |
|
7 |
29,0 |
- |
1,0 |
25 |
4,0 |
1,5 |
2,7 |
|
8 |
25,0 |
- |
1,9 |
32 |
2,8 |
1,2 |
3,1 |
|
9 |
21,8 |
- |
1,2 |
26 |
3,1 |
1,6 |
3,8 |
|
10 |
20,5 |
- |
1,2 |
27 |
3,2 |
1,5 |
2,9 |
|
11 |
20,2 |
- |
1,3 |
28 |
3,6 |
1,8 |
3,2 |
|
12 |
21,6 |
- |
1,5 |
29 |
3,8 |
1,9 |
3,5 |
|
13 |
23,5 |
- |
1,9 |
30 |
3,5 |
2,1 |
3,6 |
|
14 |
20,3 |
- |
1,8 |
31 |
3,4 |
1,8 |
2,4 |
|
15 |
20,2 |
- |
1,6 |
32 |
3,6 |
1,6 |
2,4 |
|
16 |
21,5 |
1,7 |
- |
26 |
4,0 |
1,8 |
3,6 |
|
17 |
20,2 |
1,5 |
- |
27 |
3,4 |
1,6 |
2,8 |
|
18 |
23,0 |
1,1 |
- |
28 |
3,8 |
1,0 |
3,7 |
|
20 |
22,0 |
1,2 |
- |
26 |
3,7 |
2,0 |
3,5 |
|
21 |
21,5 |
1,7 |
- |
27 |
4,0 |
1,7 |
3,5 |
|
22 |
22,0 |
1,7 |
- |
30 |
4,1 |
1,5 |
3,7 |
|
23 |
20,0 |
1,6 |
- |
29 |
4,6 |
2,0 |
3,7 |
|
24 |
23,0 |
1,0 |
- |
28 |
4,5 |
2,1 |
3,7 |
|
25 |
21,5 |
2,0 |
- |
27 |
4,6 |
1,2 |
3,8 |