Заглавная страница Избранные статьи Случайная статья Познавательные статьи Новые добавления Обратная связь FAQ Написать работу КАТЕГОРИИ: АрхеологияБиология Генетика География Информатика История Логика Маркетинг Математика Менеджмент Механика Педагогика Религия Социология Технологии Физика Философия Финансы Химия Экология ТОП 10 на сайте Приготовление дезинфицирующих растворов различной концентрацииТехника нижней прямой подачи мяча. Франко-прусская война (причины и последствия) Организация работы процедурного кабинета Смысловое и механическое запоминание, их место и роль в усвоении знаний Коммуникативные барьеры и пути их преодоления Обработка изделий медицинского назначения многократного применения Образцы текста публицистического стиля Четыре типа изменения баланса Задачи с ответами для Всероссийской олимпиады по праву Мы поможем в написании ваших работ! ЗНАЕТЕ ЛИ ВЫ?
Влияние общества на человека
Приготовление дезинфицирующих растворов различной концентрации Практические работы по географии для 6 класса Организация работы процедурного кабинета Изменения в неживой природе осенью Уборка процедурного кабинета Сольфеджио. Все правила по сольфеджио Балочные системы. Определение реакций опор и моментов защемления |
Ii.2.2. Переработка концентратовСодержание книги
Поиск на нашем сайте
Тяжелых цветных металлов
К подгруппе тяжелых цветных металлов относят медь, никель, свинец, цинк и, иногда, олово. Плотность этих металлов 7000-11000 кг/м3 Медные концентраты. Медь (Cu) - металл красного цвета, плотность 8920 кг/м3, температура плавления 1083 °С. Благодаря своим уникальным свойствам медь находит широкое применение в промышленности: 1) чистая медь покрывается пленкой основных солей, препятствующих дальнейшему окислению, поэтому медь широко применяют как антикоррозионное покрытие; 2) со многими металлами медь дает ряд ценных сплавов (латунь, бронза, мельхиор и др.),поэтому широко используется в машиностроении; 3) медь характеризуется очень высокой электропроводностью, поэтому основная доля меди используется в электротехнической промышленности. В связи с этим производство металлической меди во всем мире неуклонно растет (около 12 млн т/год), а цена на медь в 2001 г. составила 1620 долларов/т. Медные руды обогащают, в основном, флотацией с получением концентратов, содержащих 10-35 % меди. Медь может быть представлена следующими минералами: халькопиритом (CuFeS2), борнитом (Cu5FeS4), ковеллином (CuS), халькозином (CuS2), купритом (Cu2O), теноритом (CuO), малахитом [CuCO3 × Сu(OH)2], азуритом [2CuCO3 × Cu(OH)2], хризоколлой (CuSiO3 × 2H2O). Помимо меди концентраты почти всегда содержат ценные примеси (золото, серебро, цинк, свинец, висмут, кадмий и др.). для получения меди из флотоконцентратов наибольшее распространение получил способ, включающий обжиг, плавку, конвертирование, огневое рафинирование черновой меди с последующим электролизом. Первой операцией этого способа является окислительный обжиг. Эта операция применяется, если концентрат содержит много серы. Задача процесса - выжечь частично сульфидную серу, чтобы при дальнейшей плавке получить более богатые по меди штейны. Осуществляется она в печах кипящего слоя при температуре 1000-1100 °С. Печь кипящего слоя - это агрегат круглого сечения, футерованный изнутри огнеупорным кирпичом. В подину печи вмонтированы вертикальные фурмы, через которые в печь поступает сжатый воздух. Сбоку на подину подается концентрат. Поскольку он мелкозернистый, в струе сжатого воздуха концентрат находится во взвешенном состоянии (кипит), при этом интенсивно протекают реакции окисления сульфидов: MeS + 3/2O2 = MeO + SO2. Реакции окисления всех сульфидов сильно экзотермичны, и их тепла с избытком хватает для поддержания высокой температуры в печи. Образующийся огарок самотеком выгружается с противоположной (загрузке) стороны печи, а печные газы, содержащие сернистый газ, удаляют через свод печи и после пылеочистки направляют на производство серной кислоты. Задача плавки - перевести медь в штейн, сконцентрировать в нем все ценные компоненты и ошлаковать пустую породу. Плавку осуществляют в шахтных, отражательных, электрических печах или печах взвешенной плавки при 1200-1400 °С. Одним из распространенных агрегатов для плавки медных концентратов является отражательная печь. Она выполнена, обычно, в виде параллелепипеда с дуговым сводом. Внутри вся печь футерована огнеупором. В передней торцевой стенке печи имеются фурмы, через которые подается топливо и воздух. Топливо, сгорая, образует внутри печи факел, тепло которого, отражаясь от стенок и свода печи, плавит шихту, находящуюся на подине печи. Поэтому печи такого типа называются отражательными. Шихта для плавки подается через свод печи сквозь продольные (вдоль длинной оси печи) щелевые отверстия. В задней стенке печи имеются дымоходы для отвода печных газов. В период плавки в печи протекают следующие основные процессы: 1. Горение топлива C + O2 = CO2 + Q. 2. Разложение высших сульфидов FeS2 ® FeS + 1/2S2; 2CuFeS2 ® Cu2S + 2FeS +1/2S2; 2CuS ® Cu2S + 1/2S2. Из многих сульфидов меди и железа устойчивыми при высокой температуре являются только простые FeS и Cu2S. 3. Штейно- и шлакообразование. Простые сульфиды меди и железа плавятся, растворяются друг в друге, коллектируют в себе ценные примеси и в виде слоя расплавленного штейна скапливаются на дне печи. Оксиды пустой породы и оксиды флюсов взаимодействуют друг с другом, образуют легкоплавкие соединения и в виде слоя расплавленного шлака скапливаются над слоем штейна. Плотность штейна около 5000-5500 кг/м3, плотность шлака примерно 3000-3500 кг/м3.
Образовавшиеся в результате плавки штейн и шлак через соответствующие летки периодически выпускают в ковши. Штейны отражательной плавки содержат 15-55 % меди, 15-50 % железа и 20-30 % серы. Шлаки состоят в основном из SiO2, CaO, Al2O3 и FeO. Задача конвертирования - удалить из штейна сульфид железа, выжечь серу и получить черновую медь. Осуществляется обычно в горизонтальных конвертерах при 1200-1300 °С. Конвертер представляет собой большую металлическую бочку, футерованную изнутри огнеупорным кирпичом (рис.II.5). Сверху имеется отверстие (горловина конвертера), через которую происходит загрузка и разгрузка продуктов. Для проведения этих операций конвертер поворачивают вокруг горизонтальной оси. Сбоку, вдоль длинной образующей бочки имеется воздуховод, из которого через фурмы в конвертер подается сжатый воздух. Сначала предварительно разогретый конвертер поворачивают и в него заливают расплавленный штейн. Затем подают сжатый воздух и конвертер поворачивают так, чтобы фурмы оказались погруженными в штейн, начинается продувка. Процесс конвертирования медного штейна состоит из двух периодов. В период окисления сульфида железа и его ошлакования в конвертер подают кварцевый песок и в нем протекает реакция 2FeS + 2O2 + SiO2 = 2FeO × SiO2 + 2SO2, железо при этом образует легкоплавкое соединение (фаялит 2FeO × SiO2) и переходит в шлак. После удаления шлака начинается второй период - окисление сульфида меди: Cu2S + 3/2O2 = Cu2O + SO2; 2Cu2O + Cu2S = 4Cu + SO2. Таким образом, в конвертере накапливается металлическая медь, которая концентрирует в себе ценные примеси. Такая медь называется черновой (красной). После окончания процесса конвертер поворачивают и выливают полученную медь в ковши. Задача огневого рафинирования - удалить из черновой меди основную часть примесей (железо, никель, цинк, свинец и др.). Осуществляется процесс в круглых или прямоугольных печах при 1200-1300 °С. Рафинирование состоит из двух периодов. Сначала через расплавленную медь продувают воздух, при этом происходит окисление примесей кислородом. По возрастанию сродства к кислороду элементы располагаются в ряд: Au, Ag, Se, Te, Cu, S, Bi, Pb, Sb, Ni, As, Sn, Fe, Zn, и в первую очередь будут окисляться элементы, которые расположены в ряду правее меди, однако, поскольку примесей очень мало, схема их окисления следующая: 2Cu + O2 = 2CuO; Me + CuO = MeO + Cu. Образующиеся оксиды примесей всплывают на поверхность меди в виде шлака. В этот период медь насыщается кислородом, который удаляется во втором периоде. При этом через расплавленную медь продувают какой-либо восстановитель (газ, мазут): CuО + С = Cu + СO. Очищенную медь на специальных машинах разливают в аноды – пластины площадью около 1 м2 и толщиной 8-10 см. Анодная медь содержит еще некоторое количество примесей. Задача электролиза (электролитического рафинирования) - получить чистую медь и извлечь ценные примеси. Проводится электролиз в электролизных ваннах, выполненных из бетона и футерованных изнутри кислотостойким материалом. В ванны завешивается (устанавливается) 30-40 анодов и на один меньше катод. Катоды выполняют из тонких листов чистой меди. Электролитом в ванне служит серно-кислый раствор сульфата меди, содержащий 40 г/л меди и 170-200 г/л серной кислоты. Температура электролита 60-65 °С. При подаче напряжения на ванну на анодах протекает реакция Cu - 2 e = Cu2+; j0 = +0,34 в, т.е. медь переходит в раствор. На катоде проходит обратная реакция: Cu2+ + 2 e = Cu, медь из раствора осаждается на катоде в чистом виде. Примеси, содержащиеся в анодах, ведут себя по-разному. Первую группу составляют металлы, потенциал которых более электроположительный, чем у меди. Они не растворяются на аноде и выпадают на дно ванны в виде тонкого шлама. К ним относятся все благородные металлы. Вторая группа - металлы, потенциал которых более электроотрицательный, чем у меди. Они растворяются вместе с медью на аноде, на катоде не осаждаются и накапливаются в растворе. К ним относятся железо, цинк, кобальт и др. Третья группа - металлы, потенциал которых близок к потенциалу меди. Они растворяются на аноде и могут соосаждаться вместе с медью на катоде, загрязняя ее. К ним относятся мышьяк, сурьма и висмут. От этих металлов стремятся избавиться на предыдущих переделах (обогащение, плавка, конвертирование). Для улучшения показателей электролиза в ваннах предусматривается перемешивание (циркуляция) электролита: с одной стороны ванны подается чистый электролит, а с противоположной выводится загрязненный. Скорость циркуляции составляет 15-20 л/мин на одну ванну. После наращивания катодов (2-3 суток) их извлекают из ванн, тщательно отмывают от солей и режут до требуемых размеров. Анодные шламы периодически выгружают со дна ванн, они служат сырьем для получения благородных металлов. Выпускаемая катодная медь характеризуется высокой чистотой (99,9-99,99 %). Расход электроэнергии составляет около 350 квт×ч на 1 т катодной меди. Никелевые концентраты. Никель (Ni) - металл серебристо-белого цвета. Плотность никеля 8900 кг/м3, температура плавления 1455 °С. Никель широко используют в промышленности, в основном, как легирующую добавку при создании специальных сортов стали. Стоимость никеля в 2000 г. составила 5950 долларов/т. Основными источниками получения никеля являются окисленные и сульфидные руды. В окисленных рудах никель представлен сложными силикатами с общей формулой n NiO × m MgO × k SiO × b H2O, в сульфидных - минералом пентландитом (Ni, Fe)S. Основные запасы никеля во всем мире сосредоточены в окисленных рудах, однако в настоящее время бóльшую часть никеля добывают из сульфидных руд, поскольку содержание никеля в них больше и переработка рентабельнее. Сульфидные руды обогащают флотацией с получением концентратов, содержащих 5-15 % никеля. Как правило, в них содержится в соизмеримых количествах медь, а также могут присутствовать кобальт, платиновые металлы, селен и теллур. Обязательно присутствует пирротин F7S8. Такие концентраты перерабатывают обычно по схеме, включающей плавку на штейн, конвертирование штейна, флотационное разделение файнштейна с получением богатого никелевого концентрата, который подвергают обжигу с последующей восстановительной плавкой огарка на анодный никель, очищаемый электролизом. Задача плавки - перевести никель в штейн, сконцентрировать в нем все ценные компоненты и ошлаковать пустую породу. Плавку осуществляют в рудно-термических электропечах (РТП) при 1400-1500 °С. по конфигурации РТП похожа на отражательную печь, только у нее отсутствуют форсунки, а через свод в центре вдоль длинной оси печи опущены три или шесть электродов. Электроды представляют собой тонкостенные металлические трубы диаметром 1000-1200 мм, заполненные угольной массой. Их опускают в слой расплавленного шлака, и тепло для плавки получают за счет прохождения электрического тока между электродами. В период плавки в печи протекают два основных процесса: 1) разложение высших сульфидов Fe7S8 ® 7FeS + 1/2S2; 2CuFeS2 ® Cu2S + 2FeS + 1/2S2; (Ni, Fe)S ® Ni3S2 + FeS + 1/2S2; 2) штейно- и шлакообразование. Простые сульфиды никеля, меди и железа плавятся, растворяются друг в друге, коллектируют в себе ценные примеси и в виде слоя расплавленного штейна скапливаются на дне печи. Оксиды пустой породы и флюсов взаимодействуют друг с другом, образуют легкоплавкие соединения, и в виде слоя расплавленного шлака скапливаются над слоем штейна. Образовавшиеся в результате плавки штейн и шлак через соответствующие летки периодически выпускают в ковши. Штейны электроплавки содержат 9-15 % никеля, 5-10 % меди, 0,3-0,5 % кобальта, 25-35 % железа и 23-25 % серы. Задача конвертирования - удалить из штейна сульфид железа. Осуществляется обычно в горизонтальных конвертерах при 1200-1300 °С. по конструкции конвертеры аналогичны используемым для продувки медных штейнов. Основная реакция конвертирования никелевых штейнов 2FeS + 2O2 + SiO2 = 2FeO × SiO2 + 2SO2. Таким образом, железо шлакуется, а в конвертере накапливается файнштейн - сплав сульфидов никеля и меди (Ni3S2 и Cu2S). Получаемый файнштейн содержит 30-35 % никеля, 30-35 % меди, 0,5-1 % кобальта, 2-3 % железа и 23-24 % серы. Его выливают в ковши и разливают в специальные изложницы для медленного охлаждения. Медленное охлаждение необходимо для лучшей кристаллизации сульфидов меди и никеля, длительность его 2-3 суток. После охлаждения файнштейн дробят, измельчают до крупности 90 % класса –0,04 мм и подвергают флотации для разделения сульфидов меди и никеля. Флотацию проводят в щелочной среде (NaOH) ксантогенатом. При этом сульфид меди переходит в пенный продукт, а сульфид никеля остается в камерном продукте. Получаемые концентраты содержат: медный - 68-69 % меди,4-5 % никеля, 0,2 % кобальта, 2-3 % железа и 21-22 % серы; никелевый - 66-68 % никеля, 4-5 % меди, 1-1,2 % кобальта, 2 % железа и 23-24 % серы. Медный концентрат направляют на медный завод, а никелевый поступает на следующую операцию. Задача обжига - выжечь сульфидную серу. Обжиг осуществляется в печах кипящего слоя при 1000-1100 °С. Основная реакция обжига Ni3S2 + 5/2O2 = 3NiO + 2SO2. Печные газы, обогащенные сернистым ангидридом, поступают на производство серной кислоты, а огарок (практически чистая закись никеля) в дальнейшую переработку. Задача восстановительной плавки - получить металлический никель. Осуществляется в электродуговых (сталеплавильных) печах при 1500-1600 °С. Для восстановления никеля к огарку добавляют уголь. Основная реакция плавки NiO + C = Ni + CO. Вместе с никелем восстанавливаются металлы-примеси (медь, кобальт и др.), которые концентрируются в металлическом никеле. Полученный никель разливают в аноды, которые содержат 88-89 % никеля, 1,5-2,2 % кобальта, 4-6 % меди, 2-2,5 % железа. Задача электролиза (электролитического рафинирования) - получить чистый никель и извлечь все ценные примеси. Осуществляется в электролизных ваннах, в которые завешиваются 31-45 анодов и на один меньше катодов. Катоды выполнены из тонких листов чистого никеля. Электролитом в ваннах служит сульфат-хлоридный раствор, содержащий 60-65 г/л никеля, температура электролита 55-65 °С. На аноде никель переходит в раствор: Ni - 2 e ® Ni2+; j0 = -0,25 в. Вместе с никелем в раствор переходят металлы примеси: Fe - 2 e ® Fe2+; Co - 2 e ® Co2+; Cu - 2 e ® Cu2+. На катоде происходит осаждение никеля из раствора: Ni2+ + 2 e ® Ni. Вместе с никелем на катоде могут соосаждаться металлы-примеси и вновь загрязнять его. Поэтому каждый катод помещают в мешок из фильтровальной ткани (диафрагма), в который подают чистый никелевый раствор (католит). Скорость подачи католита выбирают такой, чтобы уровень его в диафрагме был выше, чем в ванне. За счет гидростатического давления католит медленно фильтруется в ванну, препятствуя доступу ионов примесей к катоду, и на нем осаждается только никель. Электролит, содержащий металлы-примеси (анолит), постоянно вытекает из ванн и подвергается последовательной очистке от них: сначала удаляют железо кислородом воздуха 2Fe2+ + O2 + 3H2O + NiCO3 = ¯2Fe(OH)3 + Ni2+ + CO2, затем медь никелевым порошком Cu2+ + Ni = Cu + Ni2+, потом кобальт газообразным хлором 2Co2+ + Cl2 + 3H2O + 3NiCO3 = ¯2Co(OH)3 + NiCl2 + 3CO2 + 2Ni2+. Очищенный анолит корректируется по составу, подогревается и в виде католита возвращается в процесс. Благородные металлы на аноде не растворяются и выпадают на дно ванн в виде тонкого шлама. Его периодически выгружают и направляют в производство. После наращивания катодов (2-3 суток) их извлекают из ванн, тщательно отмывают от солей и режут до требуемых размеров. Катодный никель содержит 99-99,5 % никеля, расход электроэнергии на его получение составляет 290-350 квт×ч/т. Цинковые концентраты. Цинк (Zn) - металл серебристого цвета, плотность 7130 кг/м3, температура плавления 419,5 °С и температура кипения 906 °С. Мировая добыча цинка превышает 4 млн т в год, стоимость 850-1070 долларов/т. Бóльшая часть цинка используется как антикоррозионное покрытие железа и для получения различных сплавов (например, латуни). Основным источником цинка являются цинковые, свинцово-цинковые, медно-цинковые и полиметаллические сульфидные руды. Все эти руды обогащают флотацией с получением цинковых концентратов, содержащих 50-57 % цинка и 30-35 % серы, в которых цинк представлен, в основном, сфалеритом (ZnS). Кроме цинка концентраты всегда содержат ряд ценных примесей (золото, серебро, висмут и др.), попутное извлечение которых повышает рентабельность производства. Переработка цинковых концентратов может осуществляться пирометаллургическим или гидрометаллургическим способами. Во всем мире преобладает последний как более универсальный, обеспечивающий высокое извлечение цинка и всех ценных сопутствующих элементов. Технологическая схема гидрометаллургического способа включает обжиг флотоконцентратов, серно-кислотное выщелачивание огарков, очистку получаемых цинксодержащих растворов от примесей с последующим электроосаждением цинка из растворов. Задача обжига - выжечь сульфидную серу и перевести цинк из сульфида в оксид. Осуществляется в печах кипящего слоя при 1000-1100 °С. Основная реакция обжига ZnS + 3/2O2 = ZnO + SO2. Печные газы, обогащенные сернистым ангидридом, направляют на производство серной кислоты, а горячий огарок поступает на следующую операцию. Задача выщелачивания - перевести цинк в раствор, по возможности оставив все другие элементы в нерастворимом остатке (кеке). Выщелачивание проводят в два этапа: на стадии нейтрального выщелачивания (рН = 5,2¸5,5) в раствор переходит часть цинка и практически не переходят железо, алюминий и др., а на стадии кислого выщелачивания в раствор поступает оставшаяся часть цинка и значительное количество примесей (железо, медь и др.). Цинк переводят в раствор по реакции ZnO + H2SO4 = ZnSO4 + H2O. Цинксодержащий раствор отделяют от нерастворимого остатка в сгустителях и на фильтрах. Задача очистки раствора от примесей ясна: очистить цинксодержащий раствор от металлов-примесей, неизбежно попадающих в раствор при выщелачивании огарка. По способам очистки все примеси делят на четыре группы. Первая группа - металлы, которые выводят из раствора в виде гидратов на стадии нейтрального выщелачивания (железо, алюминий, мышьяк, частично медь и др.). Железо в растворе может присутствовать в виде двухвалентного и трехвалентного иона. Показатель кислотности осаждения гидрата трехвалентного железа значительно ниже, чем двухвалентного (1,6 и 6,7 соответственно), поэтому растворы после кислого выщелачивания перед возвратом на нейтральное проходят стадию окисления, осуществляемую пиролюзитом (MnO2): 2FeSO4 + MnO2 + 2H2SO4 = Fe2(SO4)3 + MnSO4 + 2H2O. Окислившееся железо выделяется практически до следов, гидролизуясь на стадии нейтрального выщелачивания: Fe2(SO4)3 + 6H2O = ¯2Fe(OH)3 + 3H2SO4. Вторая группа - металлы, которые выводят из раствора цементацией цинковым порошком (медь, кадмий, никель, кобальт и др.): CuSO4 + Zn = Cu + ZnSO4. Третья группа - элементы, которые выводят из раствора химическим путем, связыванием их в труднорастворимое соединение каким-либо реактивом (хлор, фтор, кобальт). Например, хлор легко выводитcя серебром: Cl- + AgNO3 = AgCl + . Четвертая группа - элементы, которые выводят из процесса вместе с частью раствора (калий, натрий, марганец). Очищенный цинковый раствор содержит 120-160 г/л цинка и миллиграммы на литр примесей. Задача электролиза (электроэкстракции) - осадить цинк из раствора в виде металла. Осуществляется в электролизных ваннах, в которые завешивается 28-33 катода и на один больше анод. Аноды выполнены из свинца, содержащего 1 % серебра, а катоды - из алюминия или из титана. Поперечное сечение ванны - около 1 м2, длина 1-4 м. Электролитом служит очищенный раствор сульфата цинка. На катоде могут протекать реакции: 2H+ + 2 e ® H2; j0 = 0,00 в; Zn2+ + 2 e ® Zn; j0 = –0,76 в. Судя по потенциалам, на катоде должен выделяться только водород, однако на практике с большим выходом по току выделяется и цинк. Это объясняется тем, что разряд ионов водорода на катоде сопровождается большим перенапряжением, т.е. для того, чтобы водород с заметной скоростью разряжался на катоде, потенциал катода необходимо сильно сдвигать в отрицательную сторону. Размер перенапряжения зависит от материала катода, состояния его поверхности, от температуры и кислотности электролита, от плотности тока. А у разряда ионов цинка такого перенапряжения нет, и они разряжаются на катоде с большой скоростью. На аноде происходит реакция разложения воды: H2O - 2 e ® 1/2O2 + 2H+; j0 = +1,23 в. Суммарную реакцию, протекающую в ванне под действием электрического тока, можно представить так: ZnSO4 + H2O ® Zn + 1/2O2 + H2SO4. Таким образом, на катоде наращивается металлический цинк, из раствора выделяется газообразный кислород, а в растворе накапливается серная кислота. Чтобы ее использовать, отработанный электролит направляют на выщелачивание огарка. При прохождении электрического тока через ванну (плотность тока при электролизе цинка 600-650 а/м2) происходит нагрев электролита, что нарушает процесс электролиза. Поэтому предусмотрено принудительное охлаждение электролита, которое осуществляется или водоохлаждаемыми змеевиками в каждой ванне, или централизованно в специальных аппаратах. После наращивания катоды извлекают из ванн, отмывают от солей, и с них механически сдирают осевший в виде тонких пластин цинк. Этот цинк переплавляют в индукционных печах и разливают в чушки. Получаемый цинк характеризуется высокой чистотой (99-99,5 %), расход электроэнергии составляет 2900-3200 квт×ч/т. Свинцовые концентраты. Свинец (Pb) - металл синевато-серого цвета, плотность 11340 кг/м3 и температура плавления 327,4 °С. Свинец находит широкое применение в технике. Он используется в химической промышленности, в электротехнике для изготовления оболочек кабелей и аккумуляторов, в атомной энергетике и др. Мировая добыча свинца около 2 млн т/год, стоимость 460-490 долларов/т. Основным источником получения свинца являются сульфидные свинцовые, свинцово-цинковые и полиметаллические руды. Все их обогащают флотацией с получением свинцовых концентратов, содержащих 45-70 % свинца и 15-25 % серы, свинец в них представлен галенитом (PbS). Как правило, в них всегда присутствуют цинк, медь, золото и серебро, висмут и другие примеси. Свинец из сульфидных концентратов извлекают пирометаллургическим методом, включающим агломерирующий обжиг, шахтную плавку агломерата и огневое рафинирование чернового свинца. Задача агломерирующего обжига - выжечь сульфидную серу, перевести свинец из сульфида в оксид и окомковать материал. Осуществляется на ленточных агломашинах при 1100-1200 °С. Агломашина представляет собой ленточный транспортер, лента которого набрана из коробок, имеющих дно с отверстиями (паллеты). Шихта, составленная из свинцового концентрата и флюсов, ровным слоем насыпается на паллеты и при движении ленты сначала попадает в зажигательный горн, где температура составляет 1000-1200 °С. При этом сквозь слой шихты снизу вверх продувается воздух и начинаются реакции окисления сульфидов: PbS + 3/2O2 = PbO + SO2; 4FeS2 + 11O2 = 2Fe2O3 + 8SO2. При выходе из горна продувка воздуха не прекращается и продолжаются реакции окисления сульфидов, которые сильно экзотермичны. Поэтому в слое огарка развивается высокая температура и происходит частичное оплавление материала, за счет чего он сплавляется в крупные куски (агломерат). Готовый агломерат охлаждается, дробится до нужного размера и поступает на плавку. Газы агломашин, обогащенные сернистым ангидридом, направляют на производство серной кислоты. Задача шахтной плавки - получить металлический свинец и ошлаковать пустую породу. Осуществляется в шахтных печах при 1100-1200 °С. Шахтная печь для плавки свинцовых агломератов напоминает доменную печь, только она имеет прямоугольное сечение. Сверху через колошник подается порциями агломерат и кокс, снизу в районе горна через фурмы поступает сжатый воздух. В области фурм кокс сгорает, развивается высокая температура, образовавшиеся горячие газы поднимаются вверх, пронизывают весь столб шихты и в печи происходят необходимые процессы. Основные процессы, протекающие в печи: 1) горение топлива C + O2 = CO2; CO2 + C = 2CO; 2) восстановление оксидов PbO + CO = Pb + CO2; 3) образование чернового свинца - восстановившийся свинец плавится, в виде дождя пронизывает слой шихты, растворяет в себе другие восстановившиеся примеси и скапливается на дне горна; 4) шлакообразование - оксиды пустой породы и флюсов взаимодействуют друг с другом, образуют легкоплавкие соединения и в виде слоя расплавленного шлака скапливаются над слоем жидкого свинца. Черновой свинец и шлак периодически выпускают в ковши через соответствующие отверстия (летки) в стенках горна. Колошниковый газ, выходящий из печи, очищают от пыли и используют для внутренних нужд завода. Получаемый черновой свинец содержит 92-99 % Pb, остальное - примеси. Основные из них медь, цинк, золото, серебро, мышьяк, сурьма, олово и висмут. Черновой свинец направляется на огневое рафинирование, которое осуществляется в несколько стадий в специальных чугунных котлах, подогреваемых топливом или электричеством. Задача удаления меди - очистить свинец от меди. Обезмеживание проводится в два приема. Вначале выполняют грубое обезмеживание ликвацией, черновой свинец, выпускаемый из печи, имеет температуру 800-900 °С. В котле его охлаждают до 330-340 °С, при этом снижается растворимость меди в свинце и она всплывает на поверхность свинца в виде твердой корки, которую удаляют дырчатым совком (медный шликер). Второй прием - тонкое обезмеживание, при 330-340 °С в жидкий свинец специальной мешалкой вмешивают элементарную серу. Оставшаяся медь взаимодействует с ней: 2Cu + S = Cu2S, образовавшийся сульфид меди всплывает на поверхность свинца и также удаляется механическим путем. Для удаления мышьяка, сурьмы и олова (щелочное рафинирование) в котел с обезмеженным свинцом опускают специальное приспособление, позволяющее перекачивать жидкий свинец через слой расплавленных солей (NaNO3 + NaCl + NaOH) при 420-450 °С. При этом мышьяк, сурьма и олово окисляются и в виде соответствующих солей задерживаются этим расплавом, а свинец от них очищается. Для удаления золота и серебра (обессеребривание) в свинец вмешивают металлический цинк при 330-340 °С. Золото и серебро с цинком образуют ряд интерметаллических соединений (AuZn, Au3Zn5, AgZn и др.). Эти соединения всплывают в виде твердой корки (пена), которую удаляют механическим путем. Для удаления цинка свинец нагревают до 580-590 °С и над котлом создают вакуум. Цинк при этом удаляется из свинца, переходя в газовую фазу. Для удаления висмута в расплавленный свинец при 340-350 °С вмешивают металлические кальций и магний, которые с висмутом образуют ряд интерметаллических соединений. Эти соединения всплывают на поверхность свинца и их удаляют механическим путем. На этом рафинирование свинца заканчивается. Иногда для более глубокой очистки в конце вводят еще одну операцию щелочного рафинирования. Очищенный свинец разливают в слитки, а все полупродукты (медные шликеры, щелочные плавы, золотосеребряная пена, висмутовые дроссы) поступают на извлечение соответствующих металлов.
|
||||||||
Последнее изменение этой страницы: 2016-06-06; просмотров: 925; Нарушение авторского права страницы; Мы поможем в написании вашей работы! infopedia.su Все материалы представленные на сайте исключительно с целью ознакомления читателями и не преследуют коммерческих целей или нарушение авторских прав. Обратная связь - 3.144.248.150 (0.01 с.) |