Электромонтаж Ремонт и отделка Укладка напольных покрытий, теплые полы Тепловодоснабжение

Переработка сульфидных медно-никелевых руд


Обогащение руд и обжиг концентратов


Обогащение. Рядовую руду дробят и разделяют грохочением на два класса крупности: -50 мм и +50 мм. Размер кусков в крупной фракции не должен превышать 200 мм. Для удаления части пустой породы руду разбирают вручную или подвергают магнитному обогащению.

Магнитная сепарация основана на магнитных свойствах пирротина, с которым обычно ассоциирован минерал никеля — пентландит. Магнитной сепарации подвергают руду как крупной, так и мелкой фракции. Иногда магнитную часть крупной фракции дробят и вновь подвергают магнитной сепарации.

Флотационное обогащение медно-никелевых руд селективным способом основано на значительно более легкой флотируемости минерала меди — халькопирита по сравнению с минералами железа и никеля. Получить почти чистый от никеля медный концентрат сравнительно легко, но очистить от меди никелевый концентрат значительно труднее, поэтому при обогащении медноникелевых руд иногда пользуются коллективной флотацией.

Обжиг. Предварительный обжиг перед плавкой в отражательных или электрических печах необходим в тех случаях, когда непосредственная плавка не дает возможности получить богатый штейн из-за высокого содержания в сырье сульфидов железа. Обжиг не обязателен и применяется сравнительно редко.

Обжиг медно-никелевого сырья отличается от обжига медных концентратов только несколько более медленным выгоранием серы; последнее обусловлено тем, что медно-никелевые руды содержат ее преимущественно в виде пирротина (Fe7S8), выделяющего при термической диссоциации только 1/8 часть серы, в то время как при диссоциации пирита (FeS2) удаляется половина серы. Пирит при нагревании растрескивается, увеличивая тем самым свою поверхность соприкосновения с печными газами; пирротин при обжиге не растрескивается.

Для обжига применяют многоподовые печи или печи с кипящим слоем. Шихта, состоящая из концентрата, измельченной богатой руды и флюсов, необходимых при последующей плавке, непрерывно загружается на подсушивающий под печи.

Температура, необходимая для обжига, развивается исключительно за счет тепла горения сульфидов; на средних подах она достигает 750—850°.

Отходящие газы очищаются от пыли в электрофильтрах и могут быть использованы для производства серной кислоты. Из-за меньшей скорости выгорания серы степень удаления ее редко превышает 40—50%. Производительность девятиподовой обжиговой печи от 150 до 275 т шихты в сутки.

Плавка концентратов и богатых руд


Концентраты и мелкие руды со сравнительно легкоплавкой пустой породой, для образования шлака из которой не требуется большого количества флюсов, плавят в отражательных печах. Отражательная плавка выгодна только при дешевом мазуте или угле, пригодном для сжигания в пылевидном состоянии.

Электроплавка применяется для шихт, образующих тугоплавкие шлаки, например, для руд и концентратов с повышенным содержанием окиси магния. Для плавки таких руд и концентратов в отражательных печах требуется большое количество флюсов, в результате чего повышается выход шлака на весовую единицу получаемого штейна, а следовательно, возрастают потери никеля и меди в шлаках. В электрических печах можно поддерживать более высокую температуру, чем в отражательных печах, и работать на более тугоплавких шлаках. Стоимость электроэнергии имеет существенное значение в экономике производства; электроплавка выгодна только при дешевой энергии.

Отражательная плавка медно-никелевого сырья мало отличается от плавки медных концентратов на штейн. Сера при плавке выгорает почти исключительно за счет кислорода высших окислов железа. При плавке сырых концентратов и руд сера удаляется также в результате диссоциации высших сульфидов.

Основой плавки служат реакции окислов меди и никеля с сульфидом железа, в результате которых медь и никель переходят в штейн, а железо — в шлак:

6NiO + 6FeS + 3SiO2 + 2O2 = 2Ni3S2 + 3(2FеО * SiO2) + 2SO2;

2Cu2О + 2FeS + SiO2 = 2Cu2S + 2FeO * SiO2.


Извлечение меди и никеля в штейн достигает 95—96%.

Устройство отражательных печей при никелевой и медной плавках одинаково.

Расход топлива 11—12% от веса шихты при плавке обожженных материалов и 15—17% при плавке сырой шихты. Соответственно проплав обожженной шихты — около 4,5 т/м2 площади пода в сутки, а проплав сырой шихты примерно 3 т/м2 в сутки.

При плавке в электрических печах легко регулируется температура и сокращается количество отходящих газов, а следовательно, и уменьшаются потери с пылью.
Переработка сульфидных медно-никелевых руд

Электрические печи (рис. 109) в сечении круглые или прямоугольные с площадью пода от 60 до 120 м2. Мощность современных печей никелевой плавки достигает 12 000—25 000 квт. По устройству печи напоминают дуговые, но по принципу действия их следует отнести к печам сопротивления, поскольку они работают постоянно «на закрытой дуге». Сопротивлением здесь служит слой шлака, в который опущены цилиндрические угольные электроды; печи эти непрерывного действия.

Обычно печь имеет 3 или 6 электродов, каждый из них крепится подвижно и может опускаться или подниматься с помощью автоматизированных устройств. Температура в печи регулируется мощностью, подводимой к электродам от ступенчатого трансформатора. Напряжение питания изменяется в пределах 80—250 в. По мере сгорания электроды наращиваются сверху.

Шихту загружают через отверстия в своде, близ электродов. Штейн и шлак выпускают через две соответствующие летки. Толщину слоя шлака для удобства регулирования температуры поддерживают в пределах 1—1,5 м.

Проплав в электрических печах достигает 7 т шихты на 1 м2 площади пода в сутки; он выше при плавке обожженных и ниже при плавке сырых концентратов.

Расход энергии при электроплавке от 530 до 950 квт-ч/т шихты.

Извлечение в штейн меди, никеля и благородных металлов в связи с малым выходом шлаков и меньшими потерями с пылью достигает 96—98%.

Плавка в шахтных печах. Этим способом плавят крупнокусковые богатые руды и спек из концентратов и рудной мелочи. Плавка в шахтных печах выгодна для руд с легкоплавкой пустой породой и при дешевом коксе, расход которого достигает

9—11% от веса шихты.

Медно-никелевая шахтная плавка подобна медной полупиритной; пиритная плавка к этим рудам не применима.

Из-за значительного содержания пирротина в шихте и повышенного расхода кокса степень десульфуризации при медно-никелевой плавке ниже, чем при медной, и штейны получаются более бедные. Путем тщательной сортировки руды по крупности, наиболее полного устранения мелочи и совместной переработки спека концентратов из богатой шихты удается получать штейны с суммарным содержанием меди и никеля до 15—25%. Выплавка еще более богатых штейнов была бы невыгодной из-за возрастающих потерь металлов в шлаках.

Шахтные печи медно-никелевой плавки отличаются от применяемых в металлургии меди только несколько меньшей длиной, так как масштабы производства никеля меньше масштабов производства меди. Длина печей не превышает 8 м, ширина равна 1,3—1,4 м (в фурменном сечении), высота 5—6 м.

Штейн и шлак выпускаются через одну летку и расслаиваются в переднем горне. Ферроникель здесь не образуется, так как при окислительной плавке штейны не содержат свободных металлов. Передний горн делают из расчета 6 м3 полезного объема на каждые 100 т суточного проплава руды.

Пыль, выносимая отходящими газами, улавливается в осадительных камерах и циклонах; выход ее 1—3% от веса шихты.

Пыль спекают вместе с рудной мелочью и возвращают в плавку. Газы обычно бедны по SO2, поэтому для производства серной кислоты пока не используются.

Суммарное содержание меди и никеля в шлаках не превышает 0,2—0,3%; однако из-за высокого выхода шлака на единицу штейна извлечение меди, никеля и благородных металлов в штейн только при богатой шихте достигает 90%.

Проплав колеблется в широких пределах в зависимости от состава сырья и качества его подготовки; при плавке спека он выше, чем при плавке сырой шихты. Действующие заводы проплавляют от 70 до 130 т/м2 площади сечения у фурм в сутки.

Состав шлаков медно-никелевой плавки приведен в табл. 20; для сравнения показан также состав шлаков при плавке окисленных руд.

Продувка медно-никелевого штейна в конвертере


Независимо от способа выплавки медно-никелевый штейн представляет собой сплав сульфидов меди, никеля и железа, содержащий растворенные ферриты, сульфид кобальта, платину и платиноиды. В штейнах растворено также некоторое количество окислов пустой породы и имеются механические включения шлака.

Содержание серы в медно-никелевых штейнах в среднем равно 25%. Примерный состав штейнов приведен в табл. 19.

Цель конвертерного передела состоит только в окислении и шлаковании железа для последующей переработки белого медно-никелевого штейна.

Кобальт переходит в конвертерный шлак преимущественно в конце продувки; для его извлечения отбирают последние сливы шлака, остальной шлак возвращают в рудную плавку.

Устройство конвертеров ничем не отличается от устройств, применяемых в медеплавильном производстве, а практика работы аналогична первому периоду продувки медного штейна. Продувка штейна длится от 24 до 30 час. в зависимости от состава исходного штейна.

Конвертерные шлаки содержат 16—25% SiO2, около 65% FeO и 2—3% (Cu + Ni) и возвращаются в плавку.

На заводах, имеющих отражательные или электрические печи, расплавленный шлак заливают непосредственно в печь. На заводах, имеющих шахтные печи, шлаки разливают в изложницы, а затем дробят и направляют в шихту шахтной плавки.

Белый медно-никелевый штейн представляет собой сплав сульфидов меди и никеля; обычно он содержит 3—4% Fe. Окислы меди и никеля в конце продувки начинают взаимодействовать со своими сульфидами по реакциям:

MeS + 2МеО = 3Ме + SO2,


вследствие чего в штейне всегда присутствуют свободные растворенные металлы — медь и никель. При длительной продувке можно получить значительно металлизированный штейн, содержащий всего около 10% S.

Переработка белого медно-никелевого штейна


Способ разделительной плавки. По этому способу штейн сплавляют с сернистым натрием. Расплав расслаивается, образуя два продукта—верхний и нижний. Верхний продукт (топ) представляет собой сплав Cu2S — Na2S, а нижний (боттом) — сплав Ni3S2 — Na2S. Нижний продукт вторично сплавляют с Na2S, что позволяет достигнуть более полного выделения из него Cu2S.

Верхний продукт первого сплавления (топ) направляется на извлечение из него меди, нижний продукт второго сплавления идет на извлечение никеля. Верхний продукт второго сплавления содержит очень мало сульфидов меди и никеля, он является оборотным и поступает на первое сплавление. Общая схема разделительной плавки показана на рис. 110.

Для примера в табл. 21 приведены результаты разделительной плавки, взятые из заводской практики.


Безводный сернистый натрий дорог и неудобен в плавке, поэтому вместо него пользуются сульфатом Na2SO4, который при сплавлении со штейном в восстановительной атмосфере восстанавливается до Na2S:

Na2SO4 + 4С = Na2S + 4СO.


Сплавление проводят в небольших шахтных печах или конвертерах. Шихту для шахтной плавки составляют из дробленого штейна и сульфата натрия. Расход кокса составляет около 35—50% от веса шихты. Отходящие газы содержат сероводород и продукты его окисления — SO2 и серу.

При разделительной плавке платина и металлы платиновой группы сопутствуют никелю вследствие значительно более высокой растворимости их в Ni3S2 по сравнению с Cu2S; золото и серебро собираются преимущественно в верхнем продукте, т. е. сопутствуют меди.

Второй нижний продукт измельчают и перерабатывают так же, как белый никелевый штейн, т, е. путем обжига и восстановительной плавки.

Первый верхний продукт (Cu2S + Na2S) продувают в конвертере без добавления кварца. Сернистый натрий при этом окисляется до сульфата, который отслаивается от расплавленной полу-сернистой меди подобно жидкому шлаку. Сульфат натрия сливают из конвертера и возвращают в разделительную плавку.

При дальнейшей продувке Cu2S получают черновую медь;

Cu2S + 2Cu2O = 6Cu + SO2.


Конец процесса подобен второму периоду продувки медного штейна. Полученная черновая медь значительно загрязнена никелем и содержит благородные металлы, поэтому ее необходимо подвергать электролитическому рафинированию.

Флотационный способ, разработанный в Ленинградском горном институте проф. И.Н. Масляницким, проще и дешевле разделительной плавки. Он успешно внедряется в производство и в ближайшие годы, несомненно, займет основное место при переработке медно-никелевых штейнов.

Сульфиды меди и никеля в твердом состоянии почти не растворимы друг в друге. Жидкий штейн медленно охлаждают. Структура охлажденного штейна состоит из довольно крупных обособленных зерен сульфидов меди и никеля. Далее штейн измельчают и обрабатывают на магнитном сепараторе. Выделяемая при этом магнитная фракция состоит из частиц сплава меди и никеля, в ней преимущественно сконцентрированы благородные металлы. Немагнитную часть материала подвергают флотации, получая медный концентрат, содержащий около 1 % никеля, и никелевый концентрат с 1 % меди. Никелевый концентрат состоит в основном из сульфида никеля; его перерабатывают так же, как белый никелевый штейн, т. е. обжигают с последующим восстановлением закиси никеля до металла. Медный концентрат направляют в медную плавку, а магнитную фракцию перерабатывают по излагаемому ниже карбонильному способу.

Карбонильный способ основывается на образовании железом, никелем и кобальтом легколетучих соединений, называемых карбонилами:

Me + хСО = Ме(СО)х.


Карбонил никеля Ni(CO)4 плавится при 25° и кипит при 45°; быстрое образование Ni(CO)4 наблюдается при 50—80°; нагретые до 180—200° пары карбонила никеля разлагаются на порошкообразный металлический никель и окись углерода. Карбонил железа Fe(CO)5 кипит при 103°, а наиболее легко образуется при 150—200°. Карбонил кобальта получается только под давлением. Медь карбонилов не образует.

Карбонильный процесс был разработан и внедрен в производство еще в конце прошлого века, однако он требовал громоздкой аппаратуры и был весьма непроизводительным. За последние годы карбонильный процесс удалось существенно усовершенствовать.

В наше время карбонильный способ применяют для переработки передутых металлизированных белых медно-никелевых штейнов, в которых в результате длительной продувки в конвертере осталось не больше 10% S, а также для переработки магнитной фракции флотационного процесса.

Дробленый штейн крупностью 30—40 мм загружают в толстостенную стальную бомбу и обрабатывают окисью углерода под давлением примерно 200 ат. Содержимое бомбы разогревается до 250—270° за счет тепла химических реакций, газы, пропускаемые через холодильник, возвращаются в бомбу.

В холодильнике конденсируется жидкая смесь карбонилов никеля, железа и кобальта; в твердом остатке в бомбе остаются медь, платина и примеси; содержание никеля здесь около 8%. Твердый остаток перерабатывают пирометаллургическим путем.

Смесь жидких карбонилов подвергают фракционной перегонке, выделяя из нее чистый карбонил никеля. Парообразный карбонил никеля пропускают через обогреваемую до 220° железную башню, где он разлагается с выделением чистого порошкообразного металлического никеля и окиси углерода, возвращаемой в процесс. Из твердого остатка фракционной перегонки получают кобальт, карбонил его стоек только до 60° и при перегонке разлагается.

Новый вариант карбонильного процесса свободен от недостатков старого способа и может занять важное место в развитии металлургии никеля ближайших лет.

Имя:*
E-Mail:
Комментарий: